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

Рис. IV.3. выбор для места заложения основной вскрывающей выработки по правилу акад. Л. Д. Шевякова

а – без учета поверхностного транспорта; б – с учетом поверхностного транспорта;

Оптимальное место заложения ствола

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

работ и, следовательно, размер капиталовложений. В целях снижения затрат на горнокапи­тальные 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 (рис. IV.3).

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, l ₂,…, 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.

Из треугольников abc и cde видно, что

bc = ab tg α₁ = l₁ tg α₁; de = cd tg α₂ = l ₂ tg α₂.

Ордината ломаной линии ke = kd + de = bc + de, поэтому ke = l₁ tg α₁+ + l ₂tg 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 l ₂. 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.

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.

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

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).

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 рудо* подъемных 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.

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

§ 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 с ростом 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, т; а — угол падения пласта, градус; Р— коэффициент разубоживания, доли ед.; п— число крыльев в одном разрабатываемом этаже; L— годовое подвигание очистных работ по простиранию в одном крыле, м; т— истинная мощность рудного тела, м; 𝜸— плотность руды в массиве, т/м³; ή— коэффициент извлечения, доли ед.

Если вскрытие этажа совмещается во времени с подготовкой вышележащего этажа, то минимальная высота этажа (м)

(IV.38)

где W_п = коэффициент опережения (большее значение для особо неблагоприятных условий; t_o— продолжительность очистной выемки, год или доли года; t_n —продолжительность подготовки этажа, год или доли года).

В случае опережения вскрытия и подготовки по отношению к очистной выемке вышележащего этажа

(IV.39)

где — коэффициент опережения (большее значение для особо неблагоприятных условиях); t_в.п — продолжительность вскрытия и подготовки этажа, год; S — площадь вскрываемых или подготавливаемых запасов.

ТаблицаIV.8

Рекомендуемая высота этажа для различных систем разработки (м) пo М. И. Агошкову и Г. И. Малахову

Система разработки	Без промежуточного горизонта	С промежуточным горизонтом
от	до	от	до
Потолкоуступная и сплошная с распорной крепью
Подэтажные штреки			-	-
С магазинированием руды
Горизонтальные и наклонные слои с закладкой
С креплением без закладки
Со станковой крепью и закладкой
Слоевое обрушение: крутое падение пологое падение			- -	- -
Подэтажное обрушение			-	-
Этажное обрушение			-	-
Комбинированные системы: с закладкой камер с открытыми и с магазинированными камерами			- -	- -

Время на вскрытие и подготовку при заданной высоте этажа h_э:

(IV.40)

или

(IV.41)

Если или меньше времени, требующегося на подготовку или вскрытие и подготовку, необходимо увеличить высоту этажа или вести добычу одновременно на двух этажах.

Высота этажа может приниматься также по практическим данным (табл. IV.8).

Применение лифтов для подъема людей, материалов и оборудования в каж­дом крупном блоке позволяет увеличить высоту этажа по сравнению с обычной 50—60 м до 75—90 м и более.

Высота этажа, определяемая по средней себестоимости и по критерию «се­бестоимость прироста параметра», дает узкую область экономически равноценных значений параметра. Так как высота этажа зависит от капитальных затрат на подготовку горизонта и эксплуатационных расходов на 1 т извлекаемых запасов, то в общем виде средняя себестоимость 1 т руды может быть выражена формулой

(IV.42)

где — эксплуатационные расходы, коп/т; расходы от погашения выработок, обслуживающих этаж, коп/т.

По формуле (IV.42) строится график зависимости средней себестоимости 1 т руды от высоты этажа и определяется ее оптимальная величина.

Рис. IV.ll. Схема вскрытия и подготовки этажей высоты 120 и 235 м транспортными галереями на руднике «Кируна» (Швеция):

1 — рудоподъемный ствол; 2 — рудоспуск; 3 — вспомогательный ствол для подготовки новых горизонтов; 4 — автотранспортная галерея; 5 — погрузочный заезд под участко­вые рудоспуски; 6 — этажный откаточный штрек

При вскрытии и подготовке транспортными галереями (заездами) с приме­нением самоходного оборудования (рис. IV. 11) высота этажа определяется кон­структивно по размещению подземных бункеров и рудоподъемных стволов, по времени подготовки рудных запасов и может составлять 200 м и более.

Высота этажа при вскрытии и подготовке ярусным способом составляет не менее 150—160 м (рис. IV. 12).

Ярусный способ вскрытия разработан для наклонных и крутопадающих залежей с использованием как существующего горного оборудования, так и са­моходной техники [98].

В каждом конкретном случае оптимальная высота этажа должна опреде­ляться для строго установленных условий.

Рис. IV.12. Ярусная схема вскрытия и подготовки этажей:

АБВГ и А’Б’В’Г’ – площади шахтного поля на гор. i и гор. i – 1; l_ш.п. и b_ш.п – длина и ширина шахтного поля на гор. i; l_б.к и l_м.к – длина большого и малого крыльев шахтного поля; h_э и h_я – высота этажа и яруса; а – длина блока.

§ 80. Число этапов (ступеней) вскрытия

Число этапов (ступеней) вскрытия зависит от глубины залегания рудных тел и возможностей применяемого оборудования подъема.

Вертикальные стволы позволяют производить одноступенчатое вскрытие до глубин 2—2,3 км. При вскрытии более глубоких месторождений число ступенейможет быть 3—4 и более.

Наклонные стволы, спиральные съезды (галереи) могут применяться в любой ступени вскрытия. Как показала практика и исследования, наклонные стволы целесообразны: до глубины 150 м — когда для выдачи руды применяются (исполь­зуются) тягачи с прицепами (при А_г 1 млн. т/год); до глубины 250 м — само­свалы (при А_г = 0,5 — 2,5 млн, т/год и более); до глубины 400 м — скипы и монорельсовые дороги (при А_г = 2—3 млн. т/год); до глубины от 250—300 до 500—700 м — конвейерные подъемы (месторождения пологого и наклонного падения) [25].

§ 81. Шаг вскрытия и углубка стволов

Шаг вскрытия. Для месторождений небольшой (до 300 м) и средней глубин (от 300 до 1,6 км) залегания рудных тел величина шага вскрытия в ряде случаев не имеет значения и такие месторождения, как правило, вскрываются в один этап. Шахтные поля, рудные тела в которых залегают на глубине 1,6—2,5 км и свыше, определяют не только число этапов (ступеней) вскрытия, но и число шагов вскрытия в каждой ступени, а также периодичность проектирования раз­работки месторождения.

Величина шага вскрытия по практическим данным колеблется от 400 до 1000 м, шага углубки — от 100 до 400 м.

Углубка стволов. В зависимости от направления движения забоя углубку стволов производят сверху вниз, снизу вверх и комбинированным способом — сочетанием первых двух. Наибольшее распространение получил способ углубки стволов сверху вниз и в зависимости от места установки подъемной машины и разгрузки породы осуществляется по схемам:

схема I — подъемная машина установлена на поверхности, разгрузка по­роды производится на поверхности;

схема II — подъемная машина установлена на поверхности, вентиляционном или рабочем горизонте, порода разгружается на рабочем или вентиляционном горизонте;

схема III — подъемная машина установлена на поверхности или на каком-либо горизонте, порода разгружается на углубочном горизонте и выдается по наклонному ходку (уклону) или слепому стволу на рабочий горизонт (как ва­риант— к ранее пройденному стволу);

схема IV — комбинированный способ: снизу вверх проходится гезенк или скважина, затем ствол сверху вниз расширяется до проектных размеров.

Углубку стволов по схеме I применяют: для стволов, имеющих в сечении специальное углубочное отделение для пропуска проходческой бадьи; для ство­лов, в которых по условиям эксплуатации имеется возможность заменить один из постоянных подъемных сосудов бадьей, а второй — сосудом большой емкости; для стволов, в сечении которых располагается несколько сосудов с независимыми подъемами и один из них можно использовать для навески проходческой бадьи; если все сечение ствола по условиям эксплуатации можно использовать для углубки при возможности размещения на поверхности временной подъемной машины или использования постоянной. Схема рекомендуется для стволов с на­чальной глубиной до 500 м. Шаг углубки неограниченный.

7 П/р В. А. Гребенюка и др.

§ 82. Число этажей в шаге вскрытия

Число этажей в шаге вскрытия достигает семи. Концентрационный горизонт устанавливается через 2—6 этажей. Оптимальный шаг проходки рудоподъемного ствола при средних условиях залегания месторождения должен обеспечивать вскрытие не менее 4—6 этажей высотой 75—80 м.

Величина шага вскрытия, углубки и число вскрываемых этажей имеют важное экономическое значение в смысле избежания излишних затрат на вскры­тие, разведку и переподъем воды и пр.

ГЛАВА 4

КЛАССИФИКАЦИЯ СПОСОБОВ ВСКРЫТИЯ И ПРИМЕРЫ ИЗ ПРАКТИКИ

§ 83. Выработки вскрытия

Выработки вскрытия подразделяются на основные, имеющие выход на поверхность, и подземные, не имеющие выхода на поверхность.

Расположение вскрывающих выработок относительно месторождения может быть: по месторождению, в породах лежачего или висячего боков, в центре и на фланге.

Вскрытие основных, концентрационных и промежуточных горизонтов, как правило, осуществляется этажными квершлагами. При горизонтальном залега­нии месторождения вскрытие может быть без квершлагов (при пересечении ме­сторождения стволом).

Шахтные стволы разделяются по основному назначению: рудоподъемные, породоподъемные, воздухоподающие, вентиляционные, вспомогательные (для спуска и подъема людей, оборудования, материалов, подачи закладки в рудник). Воздухоподающие стволы оборудуются, как правило, только установкой для спуска крупногабаритного оборудования (электровозы, вагоны, самоходное оборудование, дробилки и др.).

§ 84. Методы и способы вскрытия

Метод вскрытия рудных месторождений включает в себя основные параметры вскрытия, которые рассматриваются с учетом основных параметров рудника, и факторов, влияющих на выбор схемы и способа вскрытия. Кроме того, учитывается: место заложения концентрационных горизонтов, горизонтов для располо­жения подземных бункеров (и их емкостей), дробильных и водоотливных уста­новок и водосборников, выбор последовательности развития горных работ по проведению основных откаточных выработок. Исходя из горнотехнических усло­вий залегания месторождения, запасов и ценности руды, производственной мощности рудника, глубины разработки, условий труда (температура, запылен­ность,влажность) и принимаемого режима работы рудника, определяют: число и оснащенность рудоподъемных, вспомогательных и вентиляционных стволов шахт, расположение их относительно рудного тела; последовательность вскрытия совместно залегающих рудных тел; независимое вскрытие каждого рудного тела самостоятельной выработкой; совместное вскрытие всех рудных тел общей главной выработкой, смешанное вскрытие отдельных рудных тел самостоятель­ными выработками.

Рациональный способ вскрытия должен удовлетворять следующим тре­бованиям: обеспечивать безопасность труда и благоприятные физиологические условия для работающих как при проведении горных выработок, так и в период разработки месторождения; быть наиболее экономичным по капитальным затра­там, эксплуатационным расходам и обеспечивать полноту выемки запасов руды, необходимые темпы вскрытия и интенсивность отработки месторождения.

Рациональный способ вскрытия выбирается из вариантов, приемлемых дляданного шахтного поля, на основе технико-экономического сравнения.

§ 85. Классификация способов вскрытия

Вскрытие шахтных полей (месторождений), разрабатываемых подземным и комбинированным открыто-подземным способами, целесообразно рассматри­вать раздельно (табл. IV.9 и IV. 10).

Таблица IV.9

Классификация схем совместного вскрытия карьерного и шахтного полей при комбинированной разработке месторождений

Группа	Схема вскрытия
Первая — с транспортированием гор­ной массы из карьера и шахты   по общим карьерным выработкам (траншеям)     по общим подземным выработкам	Вертикальными стволами общего на­значения (для выдачи всей горной мас­сы из карьера и шахты) Наклонными (конвейерными) стволами общего назначения (для выдачи всей горной массы из карьера и шахты) Штольнями с конвейерным или желез­нодорожным транспортом (для выдачи горной массы из карьера и шахты)
Вторая — с частичным транспортиро­ванием горной массы   по общим карьерным выработкам	Крутыми траншеями и вертикальным стволом в контуре карьера Крутыми траншеями и наклонным (конвейерным) стволом в контуре карь­ера Крутыми траншеями и штольнями для выдачи горной массы из карьера
Третья — раздельным транспортированием горной массы из карьера и шахтного поля	С раздельной выдачей горной массы из карьера и шахты по соответствую­щим схемам

Т а б л и ц а IV.10

Классификация способов вскрытия при подземной разработке месторождений

Порядковый номер способа. Рудоподъемные выработки	Расположение выработки вскрытия относительно шахтного поля (месторождения)	Особенности выбора и применения способа	Основные параметры вскрытия, особенности выбора
имеющих выход на поверхность	не имеющих выхода на поверхность
I. Одноступенчатое вскрытие (шахтное поле неглубокое и средней глубины)
I. Вертикальный ствол шахты	Вертикальный рудоподъемный ствол – в породах лежачего и висячего боков; на флан­ге; пересекает месторо­ждение	Квершлаг – один на всю глубину разработки (безэтажная разработ­ка); этажные — проме­жуточные, основные и концентрационные горизонты	По основным параметрам рудника и факторам, влияющим на вскрытие; ограничения - необходи­мость расположения за зоной сдвижения По годовой мощности шахты, применяемой техники и технологии, опре­деляется сечение, число стволов и их специали­зация, а также руддворы, бункера и другие камер­ные выработки Устанавливаются про­межуточные, основные и концентрационные горизонты	Размер шахтного поля, объем вскрываемых запасов. Высота этажа – в зависимости от способа вскрытия и подготовки этажа. Шаг вскрытия для неглубоких шахт принимают равным глубине шахтного поля, для средней глубины – обосновывают расчетом, Число этажей в шаге вскрытия определяют расчетом
2.Прямолинейный наклонный ствол	Прямолинейный на­клонный рудоподъем­ный ствол — в породах лежачего бока; на флан­ге; в покрывающих по­родах (горизонтально залегающих месторож­дений)	Квершлаг — один на всю глубину разработ­ки (безэтажная разра­ботка); этажные — до основных и концентра­ционных горизонтов	То же	То же Ограничения в применении прямолинейного наклонного рудоподъемного ствола
3. Ломаный наклонный ствол	Ломаный наклонный рудоподъемный ствол во вмещающих породах	То же	«	То же
4. Спиральная выработка	Спиральная рудоподъ­емная выработка во вме­щающих породах, глав­ным образом изометри­ческих рудных тел (по форме)	«	«	«
5. Штольня	Штольня — по месторо­ждению, в породах ле­жачего или висячего бо­ка	«	Для высокогорных мес­торождений особое вни­мание обращается на по­верхностный транспорт руды, механическую до­ставку горнорабочих к месту работы и высотные отметки заложения штольни По производственной мощности определяется сечение штольни и тип транспорта	Высота этажа устанав­ливается в зависимости от применяемых систем разработок
II. Многоступенчатое вскрытие — комбинированные способы (шахтное поле средней глубины, глубокое и сверхглубокое)
6. Вертикальный ствол с поверхно­сти и слепой ствол	Вертикальный рудоподъемный ствол — в породах лежачего или висячего боков и на фланге Вертикальный рудоподъемный ствол — в породах лежачего или висячего боков и на фланге	Слепой рудоподъемный ствол — вертикальный, наклонный прямоли­нейный, ломаный или спиральная рудоподъемная выработка Слепые рудоподъемные стволы проходят с концентрированных или ос­новных горизонтов до соответствующих ниж­них горизонтов. На го­ризонтах перехода на следующую ступень вскрытия предусматри­вают резервные емкости под руду	То же, что в способе 1	Устанавливают число ступеней вскрытия и шаг вскрытия в каждой сту­пени Остальное то же, что в способе 1
7.Прямолинейный или ломаный нак­лонный ствол или спиральная выра­ботка с поверхно­сти и слепой вер­тикальный ствол шахты на глубине	То же, что в способах 2, 3 и 4	Слепой вертикальный рудоподъемный ствол Квершлаги этажные на промежуточные, основ­ные и концентрацион­ные горизонты	То же, что в способах 1, 2	То же
8. Штольня и слепой вертикальный, на­клонный прямо­линейный, лома­ный ствол или спи­ральная выработ­ка на глубине	То же, что в способе 5	То же, что в способе 6	То же	«

§86. Практика вскрытия месторождений

Одноступенчатое вскрытие вертикальным рудоподъемным стволом шахты. Крутопадающее месторождение представлено несколькими рудными телами линзообразной формы, имеющими мощность от 3—б до 120 м и распространя­ющимися на глубину 900 м, а по простиранию — до 800 м. Руды неустойчивые.

Месторождение вскрыто пятью вертикальными стволами круглой формы одной ступенью на глубину 980 м с различным шагом вскрытия по каждому стволу в зависимости от его назначения (рис. IV. 13).

Главный рудоподъемный ствол глубиной 980 м, диаметром 5 м и главный воздухоподающий ствол глубиной 676 м, диаметром 6,5 м, предназначенные для спуска—подъема рабочих, материалов и оборудования, имеют центральное рас­положение. Воздухоподающий ствол глубиной 774 м, диаметром 5 м, предназна­ченный для подачи по трубопроводам бетонной смеси для закладки, расположен на северном фланге месторождения, а воздуховыдачные стволы глубиной 773 м (диаметр 6 м) и 876 м (диаметр 5 м) заложены на юго-западном фланге месторо­ждения. Все стволы располагаются в лежачем боку месторождения за пределами углов сдвижения пород, которые приняты: по лежачему и висячему бокам 70°, по простиранию 80° и в наносах 55°.

Для вскрытия новой залежи за пределами угла сдвижения пород проекти­руется слепой ствол с 12 до 17 горизонта на глубины 280 м (диаметр 5,5 м).

Этот ствол предназначен для подачи свежего воздуха, спуска—подъема рабочих, материалов и оборудования, а также выдачи породы от проходческих работ.

Руда, добытая из новой залежи, будет транспортироваться к разгрузочным камерам и по системам рудоспусков поступать в рудные дозаторы для загрузки скипов и выдаваться по скиповому стволу. Все стволы закреплены железобетоном толщиной 250—300 мм.

Подготовка месторождения осуществлена полевыми этажными штреками по кольцевой схеме с высотой этажа 50 м и системой рудных и породных рудоспу­сков, разгрузочно-перепускных камер, рудных и породных дозаторов с кон­вейерной выработкой. Системы разработки — этажно-камерная и слоевая вы­емка с закладкой.

Рис. IV.13. Схема вскрытия вертикальными (1-6) стволами:

7 – слепая залежь; 8 – разгрузочно-перепускные камеры; 9 – рудная дозаторная; 10 – рудоспуски; 11 – породоспуски; 12 – лифтовой подъемник; 13 – насосная камера; 14 – камера зумпфного водоотлива.

Вскрытие прямолинейным наклонным рудоподъемным стволом — (рудник им. Кирова).

Руда представлена тремя типами — мартитовыми, гидрогематито-мартитовыми и гидрогематитовыми.

На руднике пройдены два наклонных рудовыдачных конвейерных ствола длиной по 3 км, под углом 16° (рис. IV. 14).

Вспомогательные и вентиляционные вертикальные стволы расположены вне зоны сдвижения вмещающих пород.

Конвейерные рудоподъемные стволы сечением в свету 18 м² пройдены парал­лельно друг другу на незначительном расстоянии.

В. стволах смонтированы ленточные конвейеры и проложены рельсовые пути для фуникулеров предназначенных для хозяйственных и вспомогательных целей.

Конвейерная установка имеет шесть ставов длиной 500 м каждый, с шириной ленты 2000 мм и скоростью движения 3,15 м/с.

Производительность конвейерной установки 5000 т/ч или 30 млн. т руды в год.

Согласно проекту, выполненному институтом «Кривбасспроект» отбитая руда из очистных блоков рудников им. Дзержинского, им. Кирова, им. К. Либкнехта и других рудников транспортируется к подземным капитальным рудоспускам, по ним перепускается к дробильно-перегрузочным комплексам наклонных конвейерных стволов рудника им. Кирова. Затем дробленная до 100—150 мм руда загружается питателями на ленточные конвейеры и выдается единым потоком по наклонным стволам в приемные бункера рудоподготовительного комплекса.

Вскрытие наклонными рудоподъемными конвейерными стволами позволяет производить дальнейшую концентрацию горных работ за счет объединения нескольких шахтных полей в одно рудничное поле с длиной более 7,5 км и органи­зовать крупный рудник с годовой производственной мощностью 30 млн. т.

Рис. IV.14. Схема вскрытия на руднике им. Кирова (Криворожский бассейн):

1 — вертикальный ствол шахты «Артем № 1»; 2 — подземный капитальный рудоспуск; 3— подземный дробильно-перегрузочный комплекс; 4 - наклонные конвейерные рудоподъемные стволы

Вскрытие ломаным наклонным рудоподъемным стволом (железный рудник Эррингтон»),

Месторождение представлено крутопадающей железорудной залежью мощ­ностью от 30 до 90 м. Глубина ее распространения более 700 м. Рудное тело за­легает под дном осушенного горного озера с весьма крутыми берегами, неровным дном и рельефом местности, чрезвычайно неблагоприятным для закладки верти­кальных рудоподъемных стволов и размещения промышленной площадки, подъ­ездных путей вблизи месторождения. В связи с этим вскрытие месторождения осуществлено вертикальным вспомогательно-вентиляционным стволом с острова осушенного озера на глубину 360 м и наклонным ломаным стволом» оборудован­ным системой конвейерных установок для выдачи руды на поверхность с глубины более 350 м (рис. IV. 15). Годовая производственная мощность рудника 2,5 млн. т.

Дата добавления: 2015-08-20