товарная - после усреднительного склада готовая к отгрузке потребителю. Рудная масса - это отбитая руда с примешанной тут же пустой породой.

1. Деление месторождений по морфологии рудных тел:

• пластовые - стабильной мощности с четкими контактами руды с пустой поро-

дой;

• пластообразные - с нестабильной формой и мощностью;

• линзообразные - в форме эллипсоида вращения под различными углами паде-

ния;

• жильные - в виде сплетения толстых шнуров и лент;

• штокообразные - в виде неправильной объёмной фигуры (гнёзда, шары, кочки и т.п.), не поддающейся простому геометрическому описанию;

• штокверковые – также в виде неправильной объёмной фигуры, состоящей из густой сети различно ориентированных рудных прожилков.

2. По углу падения:

• горизонтальные - 0-5 град.;

• пологопадающие - 5-20 град.;

• наклонные - 20-50 град.;

• крутопадающие - >50 град. 3. По мощности залежи:

• весьма тонкие B < 0.7 м (отработка возможна только с подрывкой пород, т.к. по ЕПБ min ширина очистного пространства 0.6 м и min высота при пологом залегании -

7. м);

   • тонкие 0.7-2 м;

   • средней мощности 2-5 м;

   • мощные 5-20 м;

   • весьма мощные > 20 м.

4. Деление месторождения на запасы (запасы - это количество полезного иско-

21

паемого в определенном объёме горного массива):

• геологические запасы (Q_геол) - запасы руды во всех выявленных зонах, незави-симо от ее содержания;

• балансовые запасы (Q_бал) - экономически выгодные для добычи запасы по со-держанию и горным возможностям;

• промышленные запасы (Q_пр) - часть балансовых запасов, добываемая из недр, за исключением общешахтных проектных потерь руды;

• извлекаемые запасы (Q_извл) - это промышленные запасы без технологических потерь руды при эксплуатации;

• забалансовые запасы (Q_забал) - это запасы, извлекать которые пока не выгодно из-за малой мощности залежи или низкого содержания или сложности условий добы-чи;

• эксплуатационные запасы - запасы, извлекаемые из шахты с учётом добавки руды из попутно отбитых вмещающих пород (разубоживание руды).

По степени разведанности и изученности запасы делятся на категории А₁ и А₂, В, С₁ и С₂: от А к С₂ снижается степень изученности месторождения и точность подсчета запасов.

Б. Промышленная характеристика рудных месторождений

Каждое месторождение характеризуется содержанием полезного ископаемого, металла, например.

Различают содержание ископаемого:

• в массиве (балансовой руде) α₁;

• в добытой рудной массе α₂;

• во вмещающих породах α₃;

• минимально-промышленное содержание α_min (это предельная для выгодной до-бычи величина одного полезного компонента руды);

• бортовое содержание α_борт (это предельно-низкое содержание руды, по которому оконтуривают месторождение, законтурная руда - забалансовая).

α1 > α2 > αборт ≥ αmin > α3

Ценность руд (табл. 3) определяется модулем ценности - отношением содержания в массиве к минимально-промышленному содержанию:

β = α₁ / α_min

Для руд цветных металлов ценность руд подразделяется так:

• бедные β=1-1.25;

• средней ценности β=1.26-1.9;

• умеренно ценные β=2-2.9;

• ценные β=3-4.9;

• весьма ценные β=5-10;

• исключительно ценные β>10.

Для железных руд деление по ценности иное:

• бедные β=1-1.15;

• средней ценности β=1.16-1.28;

• ценные β=1.29-1.34;

22

- исключительно ценные β>1.35.

5. Методические указания по составлению экономической части дипломного проекта по открытой разработке месторождений полезных ископаемых для спец. 0902 , специализации «Комбинирован-ная разработка месторождений». Составители: Ю.И. Анистратов, К.Г. Арутюнов, Е.Л. Гольдман, Г.И. Садовский.- М.: изд. МГГА, 1998, 40 с.

5. ^{Яковлев П.Д. Промышленные типы рудных месторождений. - М.: Недра, 1986, 358 с.}

По степени подготовленности к добыче запасы делятся на:

• вскрытые - на 18 месяцев работы рудника (пройдены все выработки);

• подготовленные - на 14 месяцев;

• готовые к выемке - на 10 месяцев.

Производственная мощность рудника определяется его годовой производительно-стью (подробнее см. в отдельном параграфе):

А г =	Т п р о м * (1	+ R ) * (1 − П)	, т / г о д
		t

где Т_пром - промышленные запасы руды, т; R - разубоживание, отн. ед.;

П - потери при добыче, отн. ед.;

t - срок существования рудника, годы.

По производительности рудники различают:

• малой мощности А_г до 300 тыс. т/год;

• средней А_г =300-800 тыс. т/год;

• большой А_г =800- 10 млн. т/год;

• сверхбольшой А_г >10 млн. т/год.

При производительности рудника до 500 тыс. т/год проводится однопутевой квершлаг (сечением 8 м²), при производительности более 500-800 тыс. т/год проводит-ся двухпутевой квершлаг (сечением 12-14 м²).

Разработка месторождений связана и с другими понятиями, величинами:

1) Рудная площадь - средняя горизонтальная площадь месторождения, бывает общей и действующей.

Действующая рудная площадь - та, на которой в течение года ведутся эксплуата-ционные работы.

Коэффициент использования рудной площади - это отношение действующей пло-щади S_о к общей S:

К_исп = S_о / S

Этот коэффициент используется при определении величины годовой добычи руд-ника по "Нормам технологического проектирования".

2) Коэффициент эксплуатации - это количество руды, добываемой за год с 1 м² рудной площади:

n = A_г / S , т / год*м²

3. Годовое опускание фронта очистных работ - это скорость отработки запасов (всей горизонтальной площади) по глубине месторождения, м/год.

3. Коэффициент изменения качества руды - это отношение показателя качества в добытой руде (например, содержание α₂) к показателю качества в погашенных балан-совых запасах α₁:

24

K_k = α₂ / α₁ .

5) Коэффициент извлечения рудной массы - позволяет уточнить фактический объём добытой рудной массы с учётом потерянных объёмов руды и объёмов приме-шанных вмещающих пород:

К_и = (1 - П) / (1 - R) , отн. ед.

Принцип экономически рациональной разработки рудных месторождений с плановыми потерями руды: недопустимо разрабатывать месторождение с таким уров-нем потерь в недрах, при котором количество металла, теряемого в отработанном мас-сиве, делает выгодной в это же время повторную разработку.

• 6. Годовая производительность рудника

0. по горной массе

_{Аг =} ^{(1+R)(1−П)Q}пром

t₀

где Q_пром - промышленные запасы, т; t_о - срок существования рудника, годы; R - разубоживание;

П - потери.

2) по руде

• ₌ ^Qпром

• t₀

3) по металлу

• ₌ ^{α Q}пром

• t₀ 100%

где α - среднее содержание металла в руде, % .

Определяется годовая производительность рудника:

• по скорости понижения очистных работ;

• по фронту ведения очистных работ (количеству блоков в одновременной рабо-

те);

- по горным возможностям рудника.

А. По скорости понижения очистных работ на крутопадающих месторождениях

А

г

= υ

ср

k

1

k

2

k

3

k

4

S γ

1−П

, т / год

1−R

где υ_ср - среднее годовое понижение уровня выемки по всей площади рудного

25

поля в зависимости от площади, изрезанности рудного поля, числа подэтажей в одно-временной отработке V_ср =15-40 м/год (все необходимые коэффициенты приведены в Приложении);

k₁ - поправочный коэффициент на мощность рудного тела, k₁=1.25-0.6 при мощ-ности от M < 5 м до M > 25 м;

k₂ - поправочный коэффициент на угол падения рудного тела, k₂=1.2-0.8 при

α=90-30^о;

k₃ - поправочный коэффициент на систему разработки, k₃=1 для систем с откры-тым очистным пространством, k₃=0.8 для систем с обрушением пород и k₃=0.75 для систем разработки горизонтальными слоями;

k₄ - поправочный коэффициент на число этажей в одновременной отработке, k₄=1-1.2-1.5-1.7 соответственно при N_эт=1-2-3-4;

S - средняя рудная площадь, м²; γ - плотность руды, т/м³.

Б. По скорости подвигания лавы на пологопадающих пластовых месторождениях

При разработке пологопадающих пластов (свиты пластов) годовая производи-тельность рассчитывается так:

А_г = [ ΣL_i * B_i * p_i * (1-П_i) ] * N_кр*N_э* K_о , т/год

где L_i - годовое подвигание забоя ( лавы) в отдельном блоке, 110-180 м/год (при мощности пласта соответственно 4-1 м);

B_i - длина забоя (лавы) в отдельном блоке, обычно 50-60 м;

p_i - продуктивность рудной залежи (пласта) с 1 м² ее площади:

p = γ * h , т / м² ;

γ- плотность руды, т/м³;

h - истинная мощность пласта (высота забоя), м;

N_кр - число отрабатываемых крыльев (лав, блоков) в этаже; N_э - число одновременно отрабатываемых этажей;

K_о - коэффициент одновременности выемки пластов, т.е. коэффициент использо-вания рудной площади.

В. По фронту ведения очистных работ А_г = 12 * ζ * Σ^Nо(П_бл * k_o) ,

где 12 - количество месяцев в году;

N_о - число блоков в одновременной очистной выемке

_{N =} ^{n t}0

⁰ t₀ +t_н +t_п

n - общее число блоков на руднике;

t_o, t_н, t_п - средняя продолжительность очистных, нарезных и подготовительных работ в блоке;

26

П_бл - средняя месячная производительность блока, т/мес;

k_o - доля объема добычи данного блока в общем объеме работ по руднику; ζ- коэффициент резерва производительности рудника, ζ=1.2-1.3 .

Производительность блока П _бл (включает все технологические операции - отбой-ки, выпуска-доставки, крепления, закладки, нарезки) всегда ниже производительности забойного рабочего (включает только основные операции - отбойку и выпуск-доставку с креплением рабочего пространства) – см. табл. 4.

Это максимально возможная производительность всего оборудования, рабо-тающего отдельными комплексами.

Общее число блоков на руднике, где ведутся добычные, нарезные и подготови-тельные работы:

N_общ = ^N0 (t ₀ +t_н +t_п )

t₀

Соотношение между временем отработки одного этажа t_{э_о} и вскрытием t_{э_в}, под-готовкой t_{э_п} следующего этажа получается таким:

t_{э_о} = ω * (t_{э_в} + t_{э_п}) ,

27

где ω - коэффициент опережения вскрытия и подготовки этажа над очистной вы-

емкой, ω =1.3-1.6;

t	э _ в	= Lств		+ Lкв−г +				Vод
			υств		υкв−г			υод
t	э _ п	=	Lштр		+	L	восст +		Vрудосп
			υштр			υвосст			υрудосп

где L_ств , L_кв-г , L_штр , L_восст , L_рудосп , V_од – длина ствола, квершлага, штрека (и орта), восстающего, рудоспуска, объём околоствольного двора, м и м³;

υ_ств , υ_{кв − г} , υ_од , υ_штр , υ_восст , υ_рудосп - скорость проходки ствола, квер-

шлага, штрека (и орта), восстающего, рудоспуска, околоствольного двора, м/мес и м³/мес.

Д. Проверка годовой производительности рудника по соотношению между временем отработки одного этажа

и вскрытием, подготовкой следующего этажа

Аг	=	Бэт	1−П	, т
		ω (tэ _ в +tэ _ п )1−R

где Б_эт - балансовые запасы руды в этаже, где идет добыча, т.

§ 7. Особенности схем вскрытия и подготовки угольных шахт

Прежде всего определяются с качественными и количественными параметрами угольной шахты (рис. 9).

При глубине горизонта подъёма до 600 м, отсутствии плывунов и сильно водо-носных пород вскрытие производится главными наклонными и вспомогательными вертикальными стволами и капитальными квершлагами (см. рис. 10 и 11).

При многогоризонтном вскрытии основным параметром является расстояние между подъёмными горизонтами, определяемое наличием на нём только бремсбергового или бремсбергового и бесступенчатого уклонного полей.

На действующих шахтах размеры горизонтов при панельной подготовке составляют 800-1100 м по падению. При погоризонтной подготовке и отработке пластов лавами по падению-восстанию наклонная высота горизонтов находится в диапазоне 800-2600 м (чаще 750—1500 м).

На новых и реконструируемых шахтах мощностью свыше 1,8 млн. т/год вскрытие шахтного поля длиной более 6-8 км при разработке сильногазоносных пластов (более 15 м³/т) целесообразно осуществлять с делением на независимо проветриваемые и одно-временно разрабатываемые блоки длиной по простиранию 2,5-4 км, вскрываемые цен-трально-расположенными вертикальными стволами.

28

Рис. 9. Блок-схемы качественных (а) и количественных (б) параметров шахт

29

Рис. 10. Варианты вскрытия угольного месторождения центральными вертикальными стволами:

а – с капитальным квершлагом; б – с капитальным гезенком

При разработке пластов с газоносностью до 15 м³/т рациональным является вскрытие шахтных полей без деления на блоки с центральной схемой проветривания шахты при длине шахтного поля по простиранию менее 6 км или фланговой схемой при большей длине. При фланговой схеме в каждом крыле шахтного поля должны быть предусмотре-ны вентиляционные стволы.

Основными факторами, влияющими на эффективность применения способов подго-товки шахтного поля, являются угол падения и мощность пласта, водообильность и рас-положение подготавливаемой части поля по отношению к подъёмному горизонту: а) по-горизонтная подготовка рациональна при разработке пластов с углами падения до 10° и подвиганием очистного забоя по падению, если пласт необводнен, и б) по восста-нию, если пласт обводнен и имеет мощность менее 2 м. Длину выемочных столбов при этом следует принимать 800-1000 м для мощных и 1200-1500 м для пластов тонких и средней мощности.

30

Рис. 11. Схемы околоствольных дворов (стрелками указано движение состава вагонеток): а – кругового; б – петлевого

I – скиповой ствол; II - клетевой ствол; III - толкатель; IV - оборудование для обмена вагонеток; V - канатный толкатель; VI - породный опрокидыватель; VII - угольный опрокидыватель; VIII - дозирующий стопор

Панельный способ подготовки рекомендуется при разработке пластов с углом па-дения от 10° до 25° при любой их мощности и обводненности независимо от расположе-ния панели в шахтном поле, а также обводненных пластов любой мощности с углом па-дения до 10° в бремсберговых полях.

Рациональная длина двукрылой панели по простиранию для пластов тонких и сред-ней мощности составляет 2500-3000 м и по падению 1000-1500 м. В благоприятных ус-ловиях целесообразно увеличение длины панели по простиранию до 4000 м с проведени-ем промежуточных наклонных выработок в каждом крыле. Для мощных пластов длину двукрылой панели по простиранию следует принимать 2000-2500 м, а однокрылой — 800-1200 м при длине по падению 1000-1200 м,

Этажную подготовку рекомендуется использовать при разработке пластов с углами падения свыше 25° независимо от их мощности и обводненности. Наклонная длина этажа при углах падения пласта до 55° принимают 300-400 м, при больших углах падения — в зависимости от вертикальности высоты этажа, которая должна составлять 100-150 м.

При разработке газоносных (свыше 10 м ³/т) пластов должны применяться схемы, обеспечивающие прямоточность проветривания выемочных участков и подсвежение ис-

31

ходящей из лавы струи воздуха. Поэтому целесообразно проведение фланговых на-клонных выработок в панели и устройство дренажного горизонта с проведением на нём вентиляционных выработок при по-горизонтной подготовке уклонных полей. Схемы под-готовки с возвратноточным проветриванием выемочных участков рациональны при га-зоносности пласта до 10 м³/т.

С геомеханической точки зрения наиболее благоприятные условия для поддержания выработок, охраняемых без оставления целиков угля, создаются при проведении их вслед за лавой в разгруженном от горного давления массиве горных пород. Смещения пород в выработках, проведенных вприсечку к выработанному пространству, в 1,5 раза, а в повторно используемых выработках в 2 раза больше, чем в выработках, проведен-ных вслед за лавой. По экономическим и техническим факторам наиболее эффективной и технологически совершенной является бесцеликовая отработка пластов с повторным использованием выработок.

Расстояние от полевых наклонных выработок до угольного пласта и при располо-жении главных штреков под массивом угля (при отсутствии последующей надработки) принимается не менее 5 м.

Расчет годовой мощности угольной шахты А_ш (тыс. т/год) аналитическим ме-тодом:

А_ш = k₁(k ₂ +k₃ ) Z _Σ^m_m^o k₄

где k₁ - надежность технологической цепи шахты: очистной забой - подземный транспорт – подъём - поверхность шахты, k_н = 0,6-0,9;

k₂ - коэффициент, учитывающий влияние числа угольных пластов в шахтном по-ле и в одновременной отработке

_{k2 =} ⁿ1 ^{+ n}2 ⁻ⁿ1 n₂

n ₁ - число пластов, принятых к одновременной отработке; n₂ - число угольных пластов в шахтном поле;

k₃ - коэффициент, учитывающий влияние уровня нагрузки на забой, условий работы забоев;

k3	=	ψ A mср
		m

k₄ - коэффициент, учитывающий глубину разработки и угол залегания

k₄ =1+ ^Hв

Н_н

Н_в - глубина верхней границы шахтного поля, м; Н _н - глубина нижней границы шахтного ноля, м; ψ - коэффициент, учитывающий условия работы забоев

ψ =		k5 k6
		1+ k7 + k8

k₅ - коэффициент, учитывающий устойчивость кровли; при неустойчивой кровле k₅=0,06; при кровле средней устойчивости k₅=0,08; при устойчивой кровле k₅=0,10;

k₆ - коэффициент, учитывающий крепость почвы, при крепости почвы f < 4 k₆= 0,01, при f=5-6, k₆=0,015; при f >7 k₆ = 0,02;

k₇ - коэффициент, учитывающий нарушенность запасов, равный не более 0,3; k₈ - коэффициент, учитывающий влияние газа на мощность шахты

k₈ = ^Q_q

Q - естественная продуктивная газоносность угольных пластов, м³/т;

q - относительная газообильность шахты, характерная для шахт данного ре-гиона бассейна, м³/т;

A - месячная нагрузка на очистной забой одновременно разрабатываемых пластов, т/мес:

А = L m υ k_из N

L - длина лавы, м;

m - средняя мощность одновременно разрабатываемых пластов, м. υ - суточное подвигание очистного забоя, м; γ — плотность угля, т/м³;

k_из — коэффициент извлечения угля по системе разработки, обычно 0,9-0,98; N - число рабочих дней в месяце;

m_o - суммарная мощность всех одновременно разрабатываемых пластов, м; Σm - суммарная мощность всех пластов в шахтном поле, принятых к отра-

ботке, м.

Пример. Произвести расчет мощности шахты в следующих условиях: Z=

80000 тыс. т; три пласта: m₁= 1,2 м; m₂= 1,6 м; m₃= 0,8 м; α = 14°; Н_в= 400 м;

Н_н= 600 м; γ= 1,4 т/м³; породы кровли средней устойчивости k₅= 0,08; породы почвы с f=6; k₆= 0,015; нарушенность запасов характеризуется коэффициентом k₇=0,2; коэффициент влияния газа k₈=0,5 (продуктивная газоносность месторож-дения Q=20 м³/т угля), газообильность шахт в регионе в сходных условиях q= 40 м³/т; надежность технологической схемы проектируется с k₁= 0,8.

• разработке принимается два пласта, причем пласт m₁ будет отрабатываться

• 1,5 раза интенсивнее,

k	2	=	n1 + n2 −n1	= 2+	3−2 =1,73
			n2
					3

П ринимая L = 200 м; υ = 3,15 м/сут; k_из= 0,9; N = 25 дней и учитывая m_o = (1,2 + 1,6)/2 = 1,4 м;

m = (1,2 + 1,6 + 0,8)/3 = 1,2 м;

A = 200 * 1,4 * 3,15 * 1,4 * 0,9 * 25 = 27 000 т/мес; ψ= (0,08 * 0,015)/( 1+ 0,2 + 0,5) = 0,0007;

33

k₃= 0,0007*27 000-1,2/1,4 = 4; k₄= 1 + 400/600 = 1,67,

получаем

А	= k k	+k	3 )	Z	mo	k	4	= 1466 тыс. т/год.
ш	1( 2				Σm

К ак типовое значение мощности можно принять А_ш= 1,5 млн. т/год. Срок службы при этом составит Т_сл = 50-60 лет. Оптимальная мощность шахт для сходных условий А_ш= 1,8 млн. т/год.

где А – суточная производственная мощность шахты, т/сут; q – газообильность шахты, м³/т;

ω – водоприток шахты, м³/ч.

§ 8. Оценка производительности рудника7

Обычно на руднике существует годовой план по добыче рудной массы конди-ционного содержания, он определяет годовую производительность рудника.

Влияют на производительность рудника следующие факторы:

• качество руды (содержание компонентов руды);

• заданный объём производства металла;

• запасы месторождения;

• срок существования рудника;

• горно-геологическая характеристика месторождения;

• экономические условия района добычи;

• обеспеченность рудника людьми и материалами;

• удаленность от обогатительной фабрики;

• возможность обеспечения жильем и работой работников рудника и их семей;

• наличие первоначальных средств на капитальное строительство;

• степень разведанности, перспективы прироста запасов руды;

• при реконструкции - пропускная способность существующих капитальных выработок...

Учёт влияние этих факторов на эффективность добычи руды и на установление производительности рудника - это сложная многовариантная задача, легко решае-мая с помощью компьютера.

С увеличением годовой производительности при фиксированных запасах ме-

⁷ Симаков В.А. Годовая производительность рудника.- М.: изд. МГРИ, 1978.

34

сторождения пропорционально растут капитальные затраты на строительство, но остаются неизменными некоторые из эксплуатационных затрат, это - расходы на содержание руководства рудника, АБК, подсобных служб, дорог, ЛЭП, отчисления на геологоразведку , на погашение ГПР... Это означает, что на 1 т добытой руды ка-питальные затраты в виде амортизационных отчислений увеличиваются, а удельные эксплуатационные расходы уменьшаются, поэтому существует оптимальное значе - ние годовой производительности и соответствующего срока эксплуатации рудника.

В общем виде, с допущениями, себестоимость добычи определяется так:

Сдоб = Сэкспл + Саморт ,

где С_экспл - эксплуатационные расходы на 1 т добытой руды, у.е./т; С_аморт - амортизационные отчисления на 1 т добытой руды, у.е./т.

Пример калькуляции себестоимости добычи 1 т рудной массы

Для рудника средней мощности соотношение между эксплуатационными ус-ловно-постоянными и условно-переменными затратами в себестоимости добычи следующее:

35

Поэтому функция изменения удельных эксплуатационных затрат от годовой производительности рудника имеет вид:

qэ = Аб * qпост / Аг + qпер ,

где А_б - базовая производительность рудника, для которой имеется фактическая калькуляция себестоимости добычи руды;

А_г - расчетная производительность рудника; q_пост - удельные условно-постоянные расходы; q_пер - удельные условно-переменные расходы.

Функция изменения амортизационных отчислений от годовой производительно-сти тоже включает постоянные и переменные расходы:

q_а = K * (1-П)/(1-Р) / Б = qq_пост + А_г * qq_пер / А_б ,

где K - сумма капитальных вложений на год в период эксплуатации; Б - балансовые запасы, отрабатываемые за год; П - потери; Р - разубоживание;

qq_пост - удельные амортизационные затраты, независящие от А_4г (подъезд-ные пути, ЛЭП ...);

qq_пер - удельные амортизационные отчисления, пропорциональные производи-тельности (амортизация горно-капитальных выработок, зданий и сооружений).

Отсюда суммарные удельные затраты в год по руднику составят:

q_доб = q_э + q_а = А_б * q_пост / А_г + q_пер + qq_пост + А_г * qq_пер / А_б .

Поэтому можно по минимуму себестоимости добычи отыскать оптимальную производительность рудника.

36

q qдоб

Аопт

qа

q_э

А_г

График изменения себестоимости добычи с изменением производительности рудника

Отсюда в общем случае:

А_опт = А_б * (q_пост/qq_пер)^0.5 .

Общие затраты по руднику складываются из затрат (капитальных и эксплуата-ционных) в период добычи и из затрат на строительство, поддержание и реконст-рукцию рудника в целом:

Э = q_доб + Е_н * К --> min

где К = К_стр + Т*К_подд + К_рек ;

Е_н - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений, 0.12-0.15;

Т - период эксплуатации рудника.

Отсюда

А_г = А_б * [(q_пост+Е_н*Q_пост)/qq_пер)]^0.5 ,

где Q_пост - объём капитальных вложений при строительстве, независящий от масштаба предприятия.

Оптимальная производительность, А_{опт_2} , получаемая с учётом строительства рудника, больше той, что получается с учётом только эксплуатационных и аморти-зационных затрат ( см. эскиз) А_{опт_1}.

Удельные
затраты на
1 т рудной
массы	Э
	qдоб

Е_н*К

Аопт_1 Аопт_2 Аг

37

• 9. Требования к вскрытию месторождений

0. Необходимы два независимых выхода на земную поверхность с расстоянием между ними не меньше 30 м, имеющие клетевое и лестничное отделения.

1. Пропускная способность стволов, штолен должна соответствовать приня-той производительности рудника по горной массе с коэффициентом резерва не меньше 1.3-1.5 (за рубежом до 2-2.5).

2. Обеспечивать запас вскрытых объёмов руды на 18 месяцев работы рудника.

3. Для уменьшения первоначальных затрат ввод вскрытых горизонтов целесо-образно производиться по частям или вскрывать месторождение двумя ступенями (со слепым стволом или с углубкой рудовыдачного ствола).

5. Минимальный срок строительства рудника - от 2.5 (при Q=300 тыс.т/ год) до 7 лет (при Q > 3 млн. т/год). Срок строительства считается от его начала до мо-мента достижения рудником полной проектной мощности.

6. Минимальный запас руды в охранных целиках - выработки вскрытия долж-ны находиться вне зон сдвижения пород, исключения - это большая горизонталь-ная площадь месторождения, которая приведет к огромной длине квершлагов.

6. Удобная площадка для размещения комплекса поверхностных сооружений с уклоном не более 5-6 град.:

- здание подъёмной машины; - трансформаторная;

- копер с надшахтным зданием; - мастерские, склады оборудования;

- АБК; - дороги и электролинии;

- вентиляторная; - обогатительный комплекс - грохоты,

- компрессорная; дробилки, отвалы, усреднительные склады...

8. Расположение капитальных выработок вне тектонических разломов и зон сильного обводнения.

8. Экономическая эффективность эксплуатации, за счет:

• уменьшения расстояния транспортирования руды от забоев к стволу;

• уменьшения числа перегрузок, например, вместо двухступенчатого односту-пенчатое вскрытие;

• использования наклонных стволов с самоходным транспортным оборудова-

нием;

• применения для вентиляции отдельных стволов или шурфов (таким образом можно уменьшить потери воздуха в шахте с 25-40% до 5-7%) ...

10. Предусмотреть возможность отработки перспективных запасов, пока не входящих в промышленные запасы, т.е. расположить стволы вне зон сдвижения пород над будущими балансовыми запасами, поставить более мощную подъём-ную машину на более широкий ствол, чтобы потом не перестраивать его.

§ 10. Типы и назначение шахтных стволов

D = 3.5 - 9 м

При определении способа вскрытия должны быть выбраны: - ствол или штольня для выдачи руды;

38

• число стволов и тип рудовыдачного ствола - вертикальный или наклонный, клетевой или скиповой подъём;

• число, тип и назначение вспомогательных и вентиляционных вскрывающих выработок, способы подъёма по вспомогательным стволам.

А. Вертикальные шахтные стволы со скиповым и клетевым подъёмами (рис. 12 и 13)

Достоинства скипового подъёма по сравнению с клетьевым:

а) более высокая производительность при том же поперечном сечении (в 5-7 раз) из- за большой высоты скипа, а значит и его ёмкости: грузоподъёмность скипа до 50 т, а у вагонетки - до 10 т;

б) более благоприятные возможности для полной автоматизации работы подъ-

ёма.

Рис. 12. Схемы копров:

а – станковой, б – шатровой, в – полушатровой системы 1 –головка со шкивом; 2 – станок; 3 – укосина; 4 – опорная рама

Недостатки:

а) необходимо иметь отдельный клетевой подъём для вспомогательных целей (это имеет значение только для маломощных шахт);

39

б) большой объём околоствольных выработок: добавляются выработки для:

• разгрузки вагонеток (опрокида) в бункер-накопитель;

• дозаторной камеры;

• подземной дробильной установки (не всегда);

• перепуска руды с промежуточных горизонтов на основные (если такое деле-ние есть на руднике);

в) при выдаче двух и более сортов руды требуются либо секционные бунке-ры-накопители либо отдельные скиповые подъёмы разносортной руды;

г) увеличивается высота копра и глубина ствола из-за особенностей его загруз-ки и разгрузки;

д) запыляется воздух в стволе при погрузке и разгрузке скипов, поэтому при-менение скипового подъёма запрещено на силикозоопасных шахтах.

Рис. 13. Схемы компоновки технологического комплекса на земной поверхности: а – высотная; б – плоскостная; в - смешанная

Общий недостаток вертикальных стволов - большая длина квершлагов на ниж-них горизонтах при наклонном залегании месторождения (здесь целесообразно при-менить слепой ствол и двухступенчатое вскрытие).

40

Обычно на шахтах производительностью до 300-700 тыс.т/год используется клетевой подъём, а на более мощных - скиповой. В стволе используется либо двух-клетевой (двухскиповой) независимый или зависимый подъём, либо клеть (скип) с противовесом.

Конструктивно жёсткая армировка шахтных стволов представляет собой про-странственную стержневую систему, состоящую из горизонтальных расстрелов с шагом 2 -4 м (из сваренных в короб уголков толщиной не менее 8 мм и шириной 160-200 мм) и закреплённых на них вертикально расположенных проводников (обычно из дерева) – по обеим сторонам от клети или скипа.

Б. Наклонные стволы со скиповым и клетевым подъёмом

Недостатки наклонных стволов по сравнению с вертикальными стволами:

• меньше длина ствола и высота подъёма, меньше продолжительность его строительства;

• больше скорость движения подъёмных сосудов по стволу (в 2 раза):

для скипового подъёма по вертикальному стволу максимальная скорость

V_max = 0.8 * H^0.5 , т.е. 17 м/с при Н=300 м;

а при наклонном подъёме с любой глубины V_max = 7 м/с ;

• из-за высокой скорости и меньшего расстояния подъёма производительность

• вертикального ствола выше примерно в 3 раза;

- в вертикальном стволе можно разместить одновременно 2 скипа и 2 клети, а

• наклонном стволе это приведет к слишком большому сечению;

• более надежная работа подъёма, т.к. при наклонном подъёме более вероятна авария при сползании скипа или клети с рельсов;

• проходка вертикального ствола возможна и в водонасыщенных породах, на-пример, методом замораживания...

Наклонные стволы у нас применяют на угольных месторождениях при на-клонном залегании пласта и производительности шахты до 500-600 тыс.т/год.

В горнорудной промышленности наклонные стволы целесообразно применять

• следующих случаях:

  • при невысокой производительности шахты (до 500-600 тыс.т/год), наклонном

залегании рудных тел и ограниченной глубине разработки (до 400-500 м); - когда наклонный ствол можно расположить в более благоприятных условиях

для проходки и поддержания ствола.

В. Наклонные шахтные стволы с конвейерным подъёмом

Для конвейерного подъёма используют только ленточные конвейеры, они могут транспортировать руду в кусках размером не более 200 мм во избежание сильного износа конвейерной ленты.

Угол наклона конвейеров 16-17 град. На одну приводную станцию приходится от 300 до 600 м конвейера, т. е. на каждые 100-180 м высоты подъёма необходима отдельная приводная станция в специальной камере.

Производительность конвейерного подъёма практически не ограничена, на-пример, при ширине ленты 2 м конвейеры на Криворожском руднике и на Киров-ском апатитовом руднике развивают производительность до 12-18 млн. т/год.

41

Преимущества конвейерного подъёма по сравнению со скиповым:

• неограниченная производительность при любой глубине;

• при использовании самоходной техники на горизонтах можно использовать магистральные конвейерные линии.

Недостатки:

• увеличенная (в 3 раза) длина ствола;

• необходимость в промежуточных приводных станциях и камерах;

• необходимость контроля за габаритами поступающего на конвейер груза;

• необходимость в подземной дробильной установке.

Конвейерный подъём целесообразен в следующих случаях:

• для очень крупных шахт производительностью более 6-8 млн. т/год;

• для шахт с самоходным оборудованием (особенно конвейерным) на горизон-

тах.

Г. Наклонные шахтные стволы с подъёмом самоходным безрельсовым оборудованием

Здесь используются автосамосвалы и реже троллейвозы. Угол подъёма для са-мосвалов - 10 град., для троллейвозов - до 12 град. Грузоподъёмность автосамосва-лов от 10 до 80 т.

Для троллейвозов требуется более широкий ствол и оборудование контактной сети, троллейвозы пока не выпускаются в шахтном исполнении.

Подъём автосамосвалами целесообразен при следующих условиях:

• небольшая глубина разработки (до 300 м);

• возможность загрузки автосамосвалов прямо в забоях;

• производительность рудника 300-1500 тыс. т/год;

• при дальнейшем транспортировании руды этими же самосвалами на обога-тительную фабрику (от забоя до фабрики без перегрузки).

Д. Наклонные шахтные стволы с вагонеточным (фуникулерным) подъёмом, новые способы подъёма

При вагонеточном подъёме наклон ствола 18-25 град. Подъёмная машина уста-навливается на поверхности и вытягивает канатом по рельсам состав из нескольких вагонеток.

Вагонеточный подъём применяется редко и только на шахтах производительно-стью до 100-200 тыс.т/год и глубиной не более 100 м.

Новые перспективные способы подъёма:

• модификация вагонеточного подъёма с углом подъёма 45 град. и мощной подъёмной машиной;

• гидравлический подъём по трубам пульпы крупностью до 50-100 мм (гидро-добыча).

Число шахтных стволов

На старых рудниках большое число стволов сложилось исторически из-за постепенного увеличения мощности шахт и обнаружения новых запасов. На боль-шинстве современных рудников выдают всю руду через один ствол.

42

По правилам безопасности рудник должен иметь не менее двух стволов: по од-ному спускаются и поднимаются из шахты люди, воздух, чистое оборудование, а по другому выдается на земную поверхность грязный воздух и руда.

Расположены стволы обычно на разных флангах месторождения, чтобы улучшить сквозное проветривание выработок. При центральном расположении стволов (пологие месторождения большой площади) общее число стволов бывает не менее трех для обеспечения хорошей вентиляции.

Число рудоподъёмных стволов приходится иногда увеличить по следующим причинам:

1. на крупных шахтах - для спуска-подъёма крупногабаритного оборудования (самоходного и безрельсового), тогда ствол оборудуется не копром, а мостовым или козловым краном; другой вариант - наличие наклонных стволов для самостоятель-ного передвижения самосвалов и другой техники;

1. проходка специального вентиляционного ствола в силикозоопасных шахтах со скиповым подъёмом - для уменьшения запыленности;

2. из-за больших утечек воздуха через людской ствол (до 45%), а в специаль-ных вентиляционных стволах утечки воздуха бывают до 4-12% и требуется менее мощная вентиляторная установка;

3. для обеспечения независимого вскрытия новых горизонтов или участков месторождения.

Таким образом, крупная шахта может иметь, например, 5 стволов:

1. - рудоподъёмный скиповой или конвейерный (в центре);

2. - вспомогательный людской ствол (в центре);

3. - ствол для спуска-подъёма самоходного оборудования;

4. - вентиляционно-подающий (на одном фланге);

5. - вентиляционно-отводящий (на другом фланге).

§ 11. Выбор схемы вскрытия месторождения

Схема вскрытия - это расположение и очередность проведения горно-капитальных выработок.

Схемой вскрытия последовательно определяются:

1. Расположение стволов или штолен по отношению к рудному телу:

• вкрест простирания (в лежачем, висячем боку, с пересечением рудного тела с малым углом падения);

• по простиранию (в центре, на фланге).

2. Общая схема проветривания рудника, т.е. какие стволы подают и какие от-водят воздух; их расположение; нагнетательная, всасывающая или приточно-вытяжная схема вентиляции; где расположен главный вентилятор, а где вспомога-тельный.

2. Одноступенчатое или двухступенчатое вскрытие (при двухступенчатом ниж-ние горизонты вскрывают отдельным слепым стволом).

2. Глубина I очереди вскрытия - глубину, на которую месторождение вскры-вают в период строительства (до начала полноценной эксплуатации).

2. Шаг вскрытия - глубину, на которую месторождение вскрывают дополни-

43

тельно во II, III ... очереди.

6. Расположение основных и промежуточных горизонтов (по основным гори-зонтам руду транспортируют к стволу).

6. Порядок осушения месторождения, раздельная или совместная будет произ-водиться выдача руды с нескольких соседних шахтных полей (характерно для уголь-ных шахт)...

Последовательность выбора оптимального варианта вскрытия

Сначала осуществляется поисковое конструирование вариантов вскрытия и подготовки шахтного поля или его части из отдельных элементов, совместимых с горно- геологическими условиями, исключая при этом элементы, несовместимые между собой. Затем производится выбор наилучшего варианта вскрытия и подго-товки на основе анализа расчетов затрат. Если в результате анализа выявлен не один, а несколько равноценных вариантов, то выбор наилучшего из них следует производить по вспомогательным показателям ( рентабельность производства, экологичность, надежность, безопасность, меньшие потери...).

Последовательность такова:

1. сконструировать и выбрать технически возможные и целесообразные для данных горно-геологических условий варианты вскрытия и подготовки;

1. для каждого варианта определить количественные и качественные пара-

метры:

- размеры основных частей шахтного поля (горизонта, выемочного блока, эта-жа, подэтажа...),

- технические характеристики процессов и объектов (сечение, длину, вид кре-пи, вид транспорта в подготовительных выработках, тип и характеристики подъём-ных установок, тип и характеристики вентилятора главного проветривания...);

2. выполнить эскизную проработку выбранных вариантов, с выделением выра-боток, проведение которых финансируется за счет капитальных вложений на строи-тельство;

2. для каждого варианта определить отдельно объёмы первоначальных работ на момент пуска шахты и работ будущих лет по периодам их выполнения, а также объёмы работ по учитываемым эксплуатационным расходам, определить время про-ведения работ (для отнесения части затрат на период строительства и части - на пе-риод эксплуатации);

3. на основании рассчитанных объёмов работ для каждого варианта по стоимо-стным параметрам определить по-квартальные капитальные, эксплуатационные за-траты и прибыль при вводе рудника в эксплуатацию;

4. подсчитать с учётом дисконтирования за весь срок существования рудника чистый дисконтированный доход (NPV) по вариантам и выбрать экономически наи-выгоднейший вариант.

Выбор способа вскрытия

Расходы делятся на капитальные и эксплуатационные, в экономической части проекта приводят:

44

• капитальные затраты на строительство предприятия и размер производствен-ных фондов на момент сдачи предприятия в эксплуатацию;

• расчёт эксплуатационных затрат на добычу полезного ископаемого на 1 т по-лезного ископаемого (погашенных балансовых запасов);

• удельные капитальные затраты на 1 т добычи (погашенных балансовых запа-

сов);

• расчёт себестоимости продукции, прибыли, уровня рентабельности производ-

ства;

• расчёт по обоснованию технико-экономических показателей работы предпри-

ятия;

• показатели экономической эффективности технических решений;

• сравнение технико-экономических показателей (результатов, полученных при проектировании, с реальными проектами новых предприятий, с существующим рудником, по которому ведётся проектирование, с лучшими предприятиями отрасли

• т.п.).

Инвестиционные затраты определяются как сумма средств необходимых для строительства (расширения, реконструкции, модернизации) и оснащения оборудо-ванием инвестируемых объектов, расходов на подготовку капитального строитель-ства и прироста оборотных средств, необходимых для нормального функционирова-

ния предприятий (основные производственные фонды Ф_осн):

• на горно-капитальные работы (стволы, квершлаги, околоствольные дворы и дру-гие выработки со сроком эксплуатации более 4 лет);

• на строительство зданий и сооружений (копёр, надшахтное здание, здание подъ-емных машин, компрессорная, котельная, административно-бытовой комбинат, линия электропередач и электроподстанция, мастерские, склады, линии электро-передач, подъездные железнодорожные пути, автодороги, склад ВВ, сооружения по очистке шахтных вод, обогатительная фабрика с отвалом и хвостохранили-щем);

• на оборудование.

Стоимость производственных фондов складывается из стоимости основных производственных, непроизводственных фондов и оборотных средств (составляю-щих 10-12% от Ф_осн). Для более точного расчёта можно принять, что число оборотов оборотных средств за год составляет 8-12, т.е. средняя продолжительность одного оборота равна 30-45 дням. На вышеперечисленные основные производственные фонды рассчитываются годовые амортизационные отчисления.

Годовые амортизационные отчисления по горно-капитальным работам и по-гашение горно-подготовительных выработок на 1 т добытой рудной массы опреде-ляются по потонным ставкам.

Потонная ставка – это величина амортизационных отчислений на полное восстановление специализированных основных фондов, приходящихся на тонну до-бытой рудной массы (в рублях ) и обеспечивающая полное воспроизводство основ-ных фондов за время отработки запасов, которые они обслуживают.

Величина потонной ставки определяется в проектах по формуле:

S= К₁ / Q_пром ,

где: К₁ – инвестиционные затраты на основные фонды, связанные непосредст-венно со вскрытием, подготовкой и отработкой запасов полезных ископаемых на месторождении, руб.;

45

Q_пром – промышленные запасы данного месторождения, т.

Для предприятий по добыче руд и нерудных ископаемых со сроком эксплуата-ции свыше 25 лет норма амортизационных отчислений на полное восстановление устанавливается в размере 4% от стоимости соответствующих горно-капитальных

работ (К₁).

На амортизационные отчисления не начисляются налоги, поэтому этот фонд и фонд развития технологии производства , науки и техники – служат для накопления предприятием средств на модернизацию техники и технологии.

Способ и схему вскрытия обычно выбирают методом отбора вариантов: сначала намечают на основе опыта 2-3 возможные варианта способа вскрытия, а затем тех-нико-экономическим сравнением выбирают лучший.

• современном технико-экономическом сравнении любых вариантов исполь-зуются показатели эффективности инвестиционных проектов: чистый дисконтиро-ванный доход (NPV), индекс доходности (PI) и срок окупаемости инвестиций - под-робнее см. в материале практических занятий.

• СССР (при “плановой экономике”) сравнение вариантов производилось по сумме затрат, приведенных к одному сроку (обычно к началу строительства). Кри-терий выбора - минимум сравнительных затрат и экономического ущерба от обще-рудничных потерь руды:

Е_н* К + (С_э + У_п) min

где Е_н - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений, 0.12-0.15;

К - суммарные капитальные затраты на строительство рудника, руб.; С_э - полная себестоимость добычи по руднику, руб/год; У_п - ущерб от общерудничных потерь руды, руб/год.

А. Расчет капитальных затрат

Затраты подсчитываются на:

1. проведение вскрывающих выработок (стволов, штолен, квершлагов, около-ствольных дворов, капитальных рудоспусков и восстающих).

1. оборудование поверхности шахты (копры, эстакады, бункеры, подъездные пути...);

2. установку горного и электромеханического оборудования.

Затраты на проведение выработок подсчитывается по имеющейся калькуляции себестоимости проходки 1 пм или 1 м³ выработки или по ЕРЕР-40.

Условно затраты на оборудование поверхности⁸:

З = 6.6 + 1.8 * А_г , млн. у.е.

где А_г - производительность рудника в млн. т/год

⁸ Шелест Л.А.Вскрытие рудных месторождений.- Иркутск: изд. ИПИ, 1977, 78 с.

46

Условно затраты на установку оборудования:

З = 1.3 + А_г , млн. у.е.

Объём околоствольного двора ориентировочно подсчитывается (или принима-ется по таблицам, приведённым в Приложении) по формулам:

- при применении контактных электровозов

V_од. = 13.5 + ( 4.6 + 0.9*w₀ ) * А_ш , тыс.м³

- при применении аккумуляторных электровозов

V_од. = 12.5 + ( 4.9 + 0.9*w₀ ) * А_ш , тыс. м³

где А_ш - проектная мощность шахты, млн.т/год; w₀ - коэффициент водообильности, м³/т

- при наклонных стволах

V_од = 6 А_ш^0,5 + ^Аш ₂₀₀ , тыс. м³

Капитальные затраты на проведение ствола:

К	пр	= С	ств	S H+h	, у.е.
				sin α

где С_ств - себестоимость проходки ствола , у.е./м ; S - площадь ствола (вчерне), м²;

Н - глубина разработки, м;

h - высота сооружений ниже нижнего горизонта (приямок ствола h =10м); α - угол наклона ствола от горизонта.

Капитальные затраты на проведение квершлага:

К_кв = С_кв * S * L * n , у.е.

где С_кв - себестоимость проходки квершлага, у.е./м³; S - площадь сечения, м²;

L - длина, м;

n - число основных горизонтов с квершлагами.

Капитальные затраты на околоствольные выработки:

Ко.д. = Со.д. * Vо.д. * n , у.е.

Б. Расчет эксплуатационных расходов

Эксплуатационные расходы – это себестоимость работ, калькуляция которых производится по следующим статьям: зарплата, энергия, материалы, амортиза-

ция.

Затраты подсчитываются на следующие виды работ:

47

1. ремонт и поддержание выработок;

2. откатку руды по квершлагам, штольням;

3. подъём руды по стволам;

4. водоотлив и вентиляцию;

5. наземный транспорт руды от рудника до обогатительной фабрики.

Н_ср - средняя высота подъёма (при сравнении вариантов принимается одинако-вой, т.е. подъём руды производится с одинаковой глубины), м.

Расходы на водоотлив: Э_во = q_во * А_г * w₀ * Н , у.е./год ,

где q_во - затраты на водоотлив по вертикальному стволу, 0.0003 у.е./м*т;

w₀ - водоприток на 1 т горной массы, отн.ед.

Расходы на проветривание: Э_ве = q_ве * А_г * (Н_ср+ L_ср) , у.е./год ,

где q_ве - затраты на вентиляцию по вертикальному стволу и по квершлагу,

0.0003 у.е./м*т.

На угольных шахтах суммарные расходы на проветривание рассчитываются по

формуле:

Э_ве = 0.0048 * а * V * S^0.33 , млн.у.е.

где а - коэффициент сопротивления движению воздуха по выработкам; V - скорость движения воздуха, м/с;

S - эквивалентная площадь сечения подземных выработок в свету,м². Расположение основных рудовыдачных стволов выбирается по равенству сум-

марных затрат на транспортирование руды с левого и правого флангов месторожде-ния:

48

§ 12. Методика выбора систем подземной разработки рудных месторождений

Выбор оптимальной системы разработки - это самый ответственный шаг при проектировании будущей добычи руды. От системы разработки зависят все эконо-мические показатели работы рудника (затраты по системе достигают 60% всех об-щерудничных затрат), безопасность труда горнорабочих, применение определенного горного оборудования.

Последовательность выбора системы разработки

Каждую систему можно применять только в определенных горно-геологических условиях, на выбор системы разработки наиболее существенное влияние оказывают - мощность рудного тела, угол падения, устойчивость руды и вмещающих пород - это постоянные факторы; другие факторы, переменные, к ним относятся - размеры рудного тела по простиранию и падению , морфология тела, ценность руды, характер распределения в ней металла, глубина разработки, склон-ность руды к слёживанию, окислению и возгоранию, гидрогеологические условия, необходимость сохранения земной поверхности. Учет этих факторов позволяет уточнить и конкретизировать выбор системы разработки, добавить некие детали, элементы в технологию добычи.

Учет влияния мощности и угла падения рудного тела позволяет изъять из дальнейшего рассмотрения целые классы систем разработки. Устойчивость руды и пород также определяет класс системы - с открытым очистным пространством или с обрушением, закладкой...

При добыче ценных руд применяют системы с высокой полнотой извлечения, хотя и более дорогих, а при выемке малоценных руд стараются применять системы с низкой себестоимостью, допускающие высокие потери и разубоживание . Сложность морфологии и характер распределения в руде металла практически не создают за-труднений при разработке месторождения слоевыми системами. Глубина разработки и необходимость сохранения земной поверхности определяют повышенные требо-вания к размерам очистного пространства, к погашению выработанного пространст-ва и к управлению горным давлением. Сильная обводненность налегающих пород вынуждает отказаться от систем разработки, нарушающих водоупорный слой в кровле, или даже вынуждает оставлять рудные водоупорные целики в потолочине (так работают на Новомосковском гипсовом месторождении).

Прочие факторы - степень разведанности месторождения, наличие дешевых крепежных и закладочных материалов вблизи рудника и др. - оказывают косвенное влияние на выбор системы разработки.

Последовательность выбора системы разработки методом исключений

1. Отбирают возможные классы систем разработки (см. табл.3), описывая ха-рактеристики постоянных и переменных факторов.

2. Из возможных систем разработки выбирают две-три наиболее эффективные