Охрана поверхностных сооружений

Лабораторная работа 1

 

ОХРАНА ПОВЕРХНОСТНЫХ СООРУЖЕНИЙ

Лабораторная работа 2

ОБОСНОВАНИЕ ГОДОВОЙ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ РУДНИКА

 

Цель работы: получить практические навыки обоснования годовой производительности рудника 

 

2.1. Общие положения

Производственная мощность рудника (годовая производительность) является важнейшим параметром, который влияет на размеры поперечного сечения и объем горно–капитальных и горно–подготовительных выработок, размеры технических и хозяйственных зданий и сооружений, мощность и количество используемых горных машин, численность рабочих, размер капитальных вложений, себестоимость добычи и переработки руды, величину прибыли и многие другие параметры и показатели.

Современные горные предприятия имеют самую разнообразную производительность: от очень мелких с годовой добычей 50–100 тыс. т в год до крупных – от 2–5 до 15–25 млн. т в год [4]. Наиболее распространены горнорудные предприятия с подземной добычей от 500–800 тыс. т до 3 млн. т в год.

Величина годовой добычи проектируемого горного предприятия зависит от размеров, запасов и условий залегания месторождения.

Увеличение годовой производительности без реконструкции предприятия возможно лишь в небольшом интервале. Реконструкция – это большие капитальные вложения, при этом возможно временное снижение производственной мощности.

В свою очередь принятие чрезмерно большой производительности, что возможно при не подтверждении промышленных запасов месторождения, может привести или к нерационально короткому сроку отработки, либо в случае снижения годовой производительности рудника (Аг), к недоиспользованию завышенных мощностей производственного комплекса добычи и переработки.

В обоих случаях это ведет к снижению эффективности разработки месторождения.

Факторы, определяющие производственную мощность:

1. Величина запасов и условия их залегания (геологическое строение, мощность и углы падения залежей, крепость и устойчивость п.и. и вмещающих пород и др.);

2. Категория разведанности запасов (степень достоверности геологоразведочных данных);

3. Ценность и дефицитность п.и.;

4. Применяемые системы разработки;

5. Глубина разработки;

6. Состояние окружающей среды в районе месторождения;

7. Наличие вблизи рудника незагруженных мощностей по переработке руды;

8. Спрос на данный вид сырья.

Большие запасы месторождения и высокая степень разведанности, как правило, являются основными факторами для выбора увеличенной производственной мощности.

Крутое и пологое падение, большая мощность залежей способствует увеличению Аг. Наклонное залегание и маломощные залежи ведет к уменьшению Аг.

Неравномерность оруденения, наличие нескольких сортов руд заставляет уменьшать производственную мощность, ввиду необходимости иметь в работе и в резерве большее число блоков.

При высокой геологической достоверности запасов возможно применение увеличенной Аг и наоборот.

Высокоценные или дефицитные руды, при прочих равных условиях, благоприятны для увеличения Аг.

Высокопроизводительные системы разработки с обрушением, системы с применением самоходного оборудования обеспечивают большую производственную мощность.

Увеличение глубины разработки ведет, как правило, к уменьшению Аг, вследствие ухудшения условий подъема, проветривания, поддержания выработок, увеличения температуры воздуха, что ведет к дополнительным затратам времени и средств на охлаждение воздуха и массива.

С точки зрения охраны окружающей среды необходимо увеличивать производственную мощность для удовлетворения спроса меньшим количеством одновременно действующих рудников, с тем, что бы ущерб окружающей среде уменьшался.

Наличие вблизи рудника незагруженных мощностей по переработке руды благоприятно для увеличения Аг.

Увеличение спроса на конкретный вид сырья способствует увеличению производственной мощности предприятия.

Таблица 2.5

Коэффициент использования рудной площади (i) [5]

S, тыс. м2	i	S, тыс. м2	i
5–10	0,35–0,27	100–200	0,12–0,09
10–20	0,27–0,23	200–400	0,09–0,06
20–50	0,23–0,17	Более 400	0,05
50–100	0,17–012

 

Расчетный срок службы должен быть равен или больше минимально–допустимого срока службы (Т_м), устанавливаемого в зависимости от годовой производительности по табл. 2.6 или по формуле

 

Т_м = y × А_г^0,31,                                               (2.7)

 

где y – коэффициент, учитывающий условия строительства рудника (при относительно тяжелых – у = 3,7, в средних у = 3,0 и в легких условиях у = 2,5), ед.; А_г – годовая производительность, тыс.т.

 

Таблица 2.6

Соотношение годовой производительности рудника А_г

и минимально допустимой продолжительности

существования Т_м рудника   [5]

Аг, млн т/г	Тм, лет	Аг, млн т/г	Тм, лет
0,1 – 0,5	10 – 20	5,0 – 6,0	35 – 40
0,5 – 1,0	20 – 25	7,0 – 10,0	40 – 45
1,0 – 3,0	25 – 30	10,0 – 15,0	45 – 50
3,0 – 5,0	30 – 35

Примечание: Если рудник входит в состав горно–обогатительного комбината Т_м следует увеличить на 20…30%.

 

2.2.6. Установить оптимальную годовую производительность рудника.

 

Оптимальную годовую производительность (А_г^о), обеспечивающую получение наилучших экономических показателей работы рудника, определять по минимуму приведенных затрат (З_пр) [6] методом вариантов:

 

З_пр = С_i + d_i + E_нk _i  ® min,                                   (2.8)

 

где С_i – удельная величина текущих эксплуатационных расходов, руб./т:

 

С_i = 2,14 ×r^1.3 × R^0.4 × [(H_р-Н_з)/2]^0,25 / Аг_i^0,21,               (2.9)

 

где r – районный коэффициент к заработной плате, ед.; R – ранг системы разработки (табл. 2.4), характеризующий стоимостные затраты по системе, ед.; А_{г i} – принимаемая i–я годовая производительность рудника, тыс.т/год; d_i – удельная величина амортизации капиталовложений в промышленное строительство, руб/т:

 

d_i = k _i × A_гi ×(1–р) / [Б × (1–п)],                          (2.10)

 

где k _i – норматив удельных капиталовложений на строительство подземных рудников в зависимости от А_гi (табл.2.7), руб./т год.

Таблица 2.7

Нормативы удельных капвложений (k_i) в новое строительство подземных  рудников в зависимости от годовой производительности предприятия (A_{г i}) [5].

Месторождения цветных металлов

Агi, тыс. т/год)	50	100	150	200	300	400	500	750	1000	1500	2000	2500
ki,  руб/т год	70	65	58	52	46	40	35	31	29	27	25	23

 

Железорудные месторождения

Агi, тыс. т/год	1000 – –2000	2000–    –5000	5000–    –8000	8000–    –12000
ki, руб/т год	33,8–     –30.1	30,1–     –23.8	23,8–      –20.3	20,3–     –17,1

Примечания: 1. При тяжелых горно–геологических условиях применять коэффициент К₁=1,3 и благоприятных – К₂=0,9;

2. При вскрытии месторождения штольнями применять К₃=0,7;

3. При строительстве в районах страны, отличающихся от средних экономико–географических условий (Московская область), учесть районный коэффициент к стоимости строительно–монтажных работ К₄

 

Район страны	К4	Район страны	К4
Свердловская обл.	1,11	Иркутская обл. южнее 60–й парал. севернее 60–й парал.	1,27 1,60
Кемеровская	1,14	Красноярский край южнее 60–й парал. севернее 60–й парал.	1,16 2,40
Якутская АССР	2,98

 

2.2.7. Выбрать и обосновать рациональную годовую производительность рудника.

 

При выборе и обосновании рациональной годовой производительности рудника (А) необходимо учитывать следующее:

1) оптимальная годовая производительность не должна превышать производительность по горным возможностям, т.е. А_г^о £ A_г, в противном случае А_г^о  не будет обеспечена;

2) расчетный срок службы рудника не должен быть менее целесообразного минимально допустимого, т.е. должно соблюдаться соотношение Т_р ³ Т_м;           

3) при А_г^о  > A_г принимать в качестве рациональной – А_г;

4) в случае, если Т_р < Т_м, то в качестве рациональной принять уменьшенную производительность рудника из расчета выполнения условия Т_р ³ Т_м;

5) в случае, если Т_р значительно превышают Т_м, рассмотреть возможность увеличения А_г (путем изменения системы разработки на более производительную и увеличения числа этажей в одновременной отработке).                  

 

Контрольные вопросы

1. Дайте понятие годовой производственной мощности рудника.

2. Назовите факторы и характер их влияния на величину производственной мощности.

3. На какие параметры и показатели рудника влияет величина производственной мощности?

4. Поясните существующие методики расчета производственной мощности.

5. Укажите мероприятия, осуществляемые при различном соотношении расчетного и минимально допустимого срока службы рудника.

6. Поясните методику учета времени вскрытия и подготовки при обосновании производственной мощности.

 

Лабораторная работа 3

Лабораторная работа 4

ОБОСНОВАНИЕ РАЦИОНАЛЬНОГО ВАРИАНТА ВСКРЫТИЯ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

 

Цель работы: Получить практические навыки и изучить последовательность логического сравнения альтернативных вариантов и выбора рационального способа вскрытия месторождения для заданных горно–геологических и горнотехнических условий.

 

4.1. Общие положения

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

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

При конструировании вариантов использовать следующие рекомендации.

Обоснование типа вскрывающих выработок. При выборе типа вскрывающих выработок учитываются угол падения рудного тела, глубина разработки, годовая производительность рудника, тип подземного транспорта и другие условия. Для предварительного логического отбора конкурентоспособных материалов можно руководствоваться следующими рекомендациями  [1, 4, 8, 11]:

1) штольневой – имеет существенные преимущества перед другими способами при наличии гористого рельефа местности и удовлетворительных условий залегания;

2) вертикальными шахтными стволами – наиболее распространен в горнорудной промышленности и применяется при любой годовой производительности (А), предпочтителен при углах падения рудного тела – a > 45° и a = 0–20°.

Тип подъема руды по вертикальным стволам определяется, в первую очередь, глубиной подъема и годовой производительностью рудника (табл. 4.1).

3) наклонными скипо–клетевыми стволами – применяется относительно редко: при А до 500 – 600 тыс.т/год, глубине разработки (Н) до 400 – 500 м и a = 20 – 45°;

4) наклонными стволами (съездами) с подъемом руды самоходным транспортным оборудованием – предпочтителен при углах наклона стволов 5–12°, А=300–1500 тыс. т/год и Н до 500м, в т.ч.:

– тягачи с прицепами при Н до 250 м и А до 1 млн. т/год;

– автосамосвалы (наклон до 10°) и троллейвозы (наклон до 12°) при Н до 250–500 м и А до 1,5 млн. т/год, а в некоторых случаях и до 2,5 млн.т/год;

5) наклонными конвейерными стволами (угол наклона до 16–20°, но при специальных лентах до 30–40°) – наиболее целесообразен при А более 3 – 4 млн. т/год и Н до 300–500 м, а в некоторых случаях и более. Дает возможность производить сортировку руды по качеству при применении специальных сепараторов (например, рентген радиометрических). В отечественной практике нашел применение при групповом вскрытии шахтных полей;

6) комбинированные способы – нашли применение при большой глубине распространения рудного тела, когда производительность подъема не обеспечивает заданной производственной мощности рудника или из–за ограниченной глубины одноконцевого подъема, при вскрытии запасов, расположенных ниже уровня главной штольни, при вскрытии наклонных рудных тел, с целью сокращения длины квершлагов, при вскрытии залежей с изменяющимся углом падения.

На откаточных и промежуточных горизонтах в настоящее время и перспективе наиболее часто используют электровозный транспорт. Конвейерный транспорт можно применять на шахтах производительностью более l,5–2,0 млн т/год и длине транспортировки не более 1,0–1,5 км.

На промежуточных горизонтах при производительности рудника до 1–2 млн т/год можно использовать автомобильный транспорт.

 

 

Таблица 4.1

Области эффективного применения различных типов подъема руды

Глубина разработки, м	Типы подъемов в зависимости от годовой производительности рудника, млн.т/год
	по типу подъемных сосудов					по типу подъемных машин
	0,5	0,75	1,0	1,25	1,5	0,5		0,75	1,0	1,25	1,5
250	К	К	К	С	С		О	О	О	О	О
500	К	КС	КС	С	С		О	О	О	ОМ	ОМ
750	К	КС	С	С	С		О	О	ОМ	М	М
1000	КС	КС	С	С	С		О	О	ОМ	М	М
1250	КС	С	С	С	С		О	ОМ	М	М	М
1500	С	С	С	С	С		О	М	М	М	М

 

Примечание. В таблице применены следующие условные обозначения: К – клетевой; КС – клетевой и скиповой равноценны; С – скиповой; О – одноканатный; ОМ – одноканатный и многоканатный равноценны; М – многоканатный.

Определение размеров поперечного сечения вскрывающих выработок. Размеры поперечного сечения вскрывающих выработок можно определить графическим методом. Для этого рассчитать параметры и количество подъемных или транспортных сосудов. С учетом зазоров безопасности согласно ЕПБ вычертить поперечное сечение выработки.

При предпроектной разработке вариантов вскрытия площадь поперечного сечения выработок можно определить аналитическим методом.

Сечение вентиляционных выработок проверить на допустимую скорость движения воздуха с учетом развития очистных работ по этажам (табл. 4.2).

Ориентировочно, потребное количество воздуха Q, м³/c, составляет

Q = 80 ∙ А_г,                                                                                      (4.1)

где А_г – годовая производительность рудника, млн т.

 

Таблица 4.2

Максимальные скорости движения воздуха по выработкам

Выработки	Допустимая скорость, м/с
очистные и подготовительные	4
квершлага, вентиляционные и главные откаточные штреки, капитальные уклоны	8
воздушные мосты (кроссинги) и главные вентиляционные штреки	10
стволы, по которым производятся спуск и подъем людей и грузов	15
вентиляционные скважины и восстающие, не имеющие лестничных отделений	не ограничена
остальные выработки	6

 

Скорость движения воздуха v_В, м/с, должна удовлетворять условию                                                                                                                                                                                                                                                                                                                 

 

v_В = Q /(0,9×S) < v_д,                                                                     (4.2)

 

где S – сечение выработки, м²; 0,9 – коэффициент, учитывающий уменьшение сечения за счет прокладки коммуникаций; v_д – допустимая скорость движения воздуха по выработке, м/с.

Определив необходимое сечение горных выработок, подобрать ближайшее большее типовое сечение, которое окончательно принять в проекте.

Высота этажа. Высота этажа зависит от мощности, выдержанности угла падения рудных тел, устойчивости руд и вмещающих пород, системы разработки, годовой производительности, достигнутого уровня техники и технологии горных работ, времени на вскрытие иподготовку этажа, стоимости проходки горных выработок, расходов на доставку в очистные забои материалов и оборудования, ремонта выработок, подъема руды. Высота этажа должна обеспечить минимум затрат на вскрытие, подготовку и добычу руды с учетом потерь и разубоживания.

Высота не должна превышать оптимального значения высоты блока для принятой системы разработки. Поэтому высоту этажа можно устанавливать исходя из практического опыта и требований норм технологического проектирования:

– при системе этажного принудительного обрушения не менее 70 мс увеличением ее до 80–100 м при углах падения более 70°;

– при системе подэтажного обрушения от 60–70 до 80 м;

– при системе подэтажных штреков и этажно–камерной не менее 70 м, при крутом падении до 100– 110 м, для наклонных рудных тел 50–70 м;

– при камерно–столбовой системе больше 40–60 м при углах падения 20–45° (наклонная высота этажа).

Применение лифтоподъемников для перемещения людей, материалов и оборудования позволяет увеличить высоту этажа по сравнению с обычной до 70–120 м.

Чаще всего высота этажа принимается таким образом, чтобы число этажей получалось целым.

Определение количества и места расположения главных и вспомогательных вскрывающих выработок. На выбор количества и места расположения вскрывающих выработок рудоподъемного, вспомогательного и вентиляционного комплексов влияют, производственная мощность рудника, назначение вскрывающих выработок, длина шахтного поля, возможные схемы проветривания, условия работы подземного и поверхностного транспорта, ожидаемые зоны сдвижения горных пород, требования правил безопасности.

При обосновании количества и места заложения вскрывающих выработок учесть следующие положения:

– количество главных рудовыдачных выработок определять по пропускной способности и производственной мощности рудника. На большинстве рудников выдачу всей руды ведут по 1–му стволу, в котором 1–2рудоподъемные установки. При производительности рудника свыше 4–6 млн. т/год использует два и более скиповых ствола;

– согласно требованиям правил безопасности и ВНТП 13–2–93 на каждой шахте необходимо иметь два надежных независимых друг от друга выхода на дневную поверхность с каждого горизонта на расстоянии не менее 30 модин от другого или 20 м при изготовлении копров из несгорающих материалов. Стволы должны быть оборудованы механическими подъемниками для людей и лестничными отделениями. При вскрытии штольнями следует обеспечить достаточное число выходов на вышележащий горизонт (табл. 4.3).

 

Таблица 4.3

Минимальное число выходов в зависимости от расстояния между горизонтами и протяженностью рудного тела

Расстояние между горизонтами по вертикали, м	Протяженностью шахтного поля, к	Выходы (минимальное число)
До 50	До 1000	Три ходовых восстающих на вышележащий горизонт
	Более 1000	Через каждые 300 м ходовой восстающий на вышележащий горизонт
До 70	До 1000	Два ходовых восстающих с механическим подъемом
	Более 1000	Через каждые 300 м восстающий и каждый первый из двух с механическим подъемом
Более 70	До 1000	Один ствол и один восстающий, оборудованные механическими подъемами

 

Вскрытие рудного тела, расположенного под нижней вскрывающей штольней, следует производить двумя стволами с поверхности. В случае затруднения один ствол должен обеспечивать подъем людей на вскрывающую штольню, а второй – на поверхность. В труднодоступных горных условиях допускается по согласованию с Ростехнадзором проходка двух слепых стволов. При этом они должны выходить на две разные штольни.

 Во всех случаях в основных выходах необходимо обеспечить разнонаправленность вентиляционных струй;

– при строительстве новых рудников скиповой ствол рекомендуется оставлять нейтральным в схеме вентиляции, а проветривание осуществлять по специальным вентиляционным стволам;

– при конвейерном подъеме необходимо проходить дополнительный вспомогательный ствол;

– проветривание рудников по наклонным автомобильным съездам запрещается;

– при центральном расположении главного ствола и фланговой (диагональной) схеме проветривания обычно проходят не менее трех стволов, из которых два вентиляционных (вспомогательных) размещены на флангах;

– на крупных шахтах иногда проходят дополнительные специальные стволы, предназначенные для закладки, спуска и подъема крупногабаритного оборудования, вскрытия и подготовки нижних горизонтов;

– для вскрытия нагорных месторождений одну или две основные штольни располагают на главной промплощадке, а в качестве вентиляционных используют этажные штольни, вентиляционные стволы или шурфы на флангах;

– вскрывающие выработки, здания и сооружения технологического комплекса поверхности шахты нужно располагать вне зоны сдвижения горных пород;

– промышленную площадку желательно размещать в месте, где уклон поверхности не превышает 5–6°;

– воздухопадающие стволы и штольни закладывать с наветренной стороны по отношению к пыльным объектам (отвалы, дороги и т.п.), воздуховыдачные стволы – с подветренной стороны по отношению к промплощадке, жилому поселку, воздухопадающим стволам;

– при размещении стволов необходимо предусмотреть приближение их к рудному телу и возможность отработки перспективных запасов, что, как правило, находится во взаимном противоречии и требует компромиссного решения;

– главный шахтный ствол (рудовыдачной) рекомендуется закладывать в лежачем боку залежи. В особых случаях (при невозможности заложения, при больших горизонтальных размерах пологопадаюшего рудного тела и т.п.) – в висячем боку. При небольшой длине залежи по простиранию и при совпадении направления подземного и поверхностного транспорта – на фланге. При вскрытии нескольких рудных тел, расположенных на некотором расстоянии друг от друга – между ними;

– по простиранию рудного тела главный ствол рекомендуется размещать против центра тяжести запасов рудной залежи (пользуясь правилом акад. Л.Д. Шевякова или методом проф. П.K. Соболевского, что обеспечивает минимальные затраты на транспорт. При этом, учитывают направления поверхностного транспорта;

– главные и вспомогательные (вентиляционные) стволы относительно рудного тела и друг друга располагают согласно их назначению и принятой схеме проветривания (центральная схема расположения главного и вспомогательного ствола при центральной схеме проветривания, центральное и фланговое расположение главного ствола или фланговой (диагональной) схеме проветривания, центрально–сдвоенная и секционная схемы).

Типы околоствольных дворов. При выборе типа и технологической схемы околоствольного двора следует учесть производительность рудника, способ подъема руды, вид транспорта на горизонтах, технологическое назначение стволов, их количество и оборудование.

При откатке руды на горизонтах электровозным транспортом рекомендуется принять следующие виды околоствольных дворов:

– тупиковый односторонний при производительности до 300 тыс. т/год;

– тупиковый двухсторонний при производительности до 0,5–1,0 млн т/год;

– кольцевой (петлевой) при производительности более 1,0 млн т/год и скиповом подъеме.

При конвейерном транспорте и доставке материалов электровозным транспортом используют тупиковые околоствольные дворы.

При самоходном, не рельсовом, транспорте руды – круговые околоствольные дворы с ограниченным объемом околоствольных выработок.

При наличии подземного дробления руды объем выработок и камер у главного ствола увеличивается ориентировочно на 1500 м³ в расчете на 1 млн т годовой добычи. Более точно объемы камерных выработок, стоимость зданий, сооружений и основного оборудования можно принять на основании справочного материала.

Обоснование числа ступеней вскрытия. Переход на вторую ступень вскрытия вызван, как правило, ограничением подземных возможностей рудовыдачного ствола и необходимостью уменьшения длины квершлагов. На крупных шахтах глубину ступени можно принять 1,2–1,5 км, а на шахтах небольшой производительности до 1,8 км и более. Вертикальные стволы позволяют осуществлять одноступенчатое вскрытие до глубины 2,0–2,4 км (рудник "Ваал Рифз", ЮAP).

Обоснование шага вскрытия и местоположения основных или концентрационных горизонтов. В последние годы, как правило, одновременно вскрываются запасы от 2–3 до 6 и более этажей, объединенных концентрационными (основными) горизонтами (табл. 4.4).

Таблица 4.4.

Число этажей между концентрационными горизонтами в зависимости от запасов руды в этаже (по данным ИГД МЧМ СССР).

Запасы этажа, млн.т	2	4	6	8	10
Число этажей между концентрационными горизонтами	7–10	5–8	4–6	3–5	2–4

 

На промежуточных горизонтах сооружаются вспомогательные околоствольные дворы меньшего объема (с неполным комплектом околоствольных выработок). Для уменьшения длины квершлагов при вскрытии наклонных рудных тел возможно применение схемы с групповыми квершлагами.

Окончательный выбор оптимального варианта вскрытия производится на основе технико–экономического сравнения конкурирующих вариантов, это является задачей последующих работ.

В данной работе рациональный вариант вскрытия выбирается путем лишь логического обоснования. Обоснование конкурентоспособных вариантов и выбор из них рационального целесообразно производить в следующем порядке.

 

4.2. Порядок выполнения работы

 

4.2.1. Для заданных условий вычертить в масштабе в трех проекциях основные элементы залегания месторождения.

4.2.2. Условно приняв, что месторождение отрабатывается одним шахтным полем, обосновать возможные способы вскрытия месторождения.

4.2.3. Выбрать местоположение главных и вспомогательных вскрывающих выработок.

4.2.4. Обосновать количество главных и вспомогательных вскрывающих выработок. При обосновании необходимо учесть следующее:

4.2.5. Обосновать число ступеней вскрытия и глубину первой ступени.                

4.2.6. Обосновать этапы вскрытия месторождения. Обоснование заключается в определении шага вскрытия и последующей углубки стволов, количества одновременно вскрываемых этажей, местоположения основных или концентрационных горизонтов.

4.2.7. Установить последовательность вскрытия запасов отдельных этажей месторождения и перечень горно–капитальных выработок, необходимых для этой цели. Данные свести в табл. 4.6.

4.2.8. Используя рисунок с элементами залегания, вычертить в масштабе намеченные конкурентоспособные варианты вскрытия месторождения.

4.2.9. По принятым вариантам определить длины, сечения, объемы и стоимость основных вскрывающих выработок, стоимость зданий, сооружений и установленного оборудования. Данные свести в табл. 4.6. Сечения выработок можно рассчитать по формулам приведенным в таблице 4.5.

 

     Таблица 4.5        

Ориентировочные сечения вскрывающих выработок

Выработки	S, м2	Выработки	S, м2
Скипо-клетевой ствол	9 + 10,8×А	Откаточный квершлаг	4,2 + 5,4×А
Скиповой наклонный ствол	9,3 + 0,98 × Аг	Квершлаг вспомогательного ствола	2 + 6,15×А
Клетевой вспомогательный ствол	14 + 4×А	Квершлаг вентиляционного ствола	2 + 4,15×А
Вентиляционный ствол с клетью	4,4 + 7,3×А	Однопутевой откаточный квершлаг	5,57 + 0,57×V
Вентиляционный ствол без клети	3,8 + 6,3×А	Двухпутевой откаточный квершлаг	10 + 0,73×V
Наклонный конвейерный ствол	9,35 + 1,05×А	Конвейерный квершлаг	7,94 + 0,004×V
Наклонный автомобильный съезд	18,7 + 4,29×А
А – годовая производительность, млн. т/год;    V - емкость вагонетки, м3

 

Зная сечение ствола, определяется его диаметр, принимаемый кратным 0,5м, и выбирается ближайшее типовое сечение (табл. 4.7).

Сечения выработок проверить на максимально допустимую скорость движения воздуха (см. формулу 4.2).

Объемы околоствольных дворов можно определить из выражений:

– основного околоствольного двора (V_оо, тыс. м³)

V_оо = 4 + 7,6 × А_г;                              (4.3)

- вспомогательного (промежуточного) околоствольного двора (V_ов, тыс. м³)

V_ов = 1 + 0,2 × А_г,                               (4.4)

где А_г – годовая производительность, млн. т / год

Более точно объемы камерных выработок, стоимость зданий, сооружений и основного оборудования можно принять на основании справочного материала (табл. 4.8 – 4.15).

 

4.2.10. Составить краткое описание принятых конкурентно–способных вариантов вскрытия месторождения и сформулировать основные преимущества и недостатки этих вариантов.

 

Контрольные вопросы

1. Укажите область применения способа вскрытия МПИ вертикальными стволами.

2. Укажите область применения способа вскрытия МПИ наклонными стволами.

3. Укажите область применения комбинированных способов вскрытия МПИ.

4. Перечислите требования по определению местоположения главных и вспомогательных вскрывающих выработок.

5. Перечислите требования по определению количества главных и вспомогательных вскрывающих выработок.

6. Дайте понятия этапности и ступенчатости вскрытия МПИ.

7. Перечислите типы околоствольных дворов и области их применения.

                                                                                                                            Таблица 4.6

Объем и стоимость горно–капитальных выработок, зданий, сооружений и установленного оборудования (на примере рис. 4.1)

вариант	Этап вскрытия	Вскрывамые этажи	Наименование выработок, зданий, сооружений, оборудования		Параметры выработок			Стоимость единицы, руб./м3	Капитальные затраты, тыс. руб.
	Вскрываемые горизонты				длина, м	сечение, м2	объем, м3
	II _____________________ Горизонты 4, 5, 6	Запасы этажа 5–4	Стволы С1		180	44,2	7956	6460	51396
1			С2		180	33,2	5976	7400	44222
			С3, С4, С5		3х60	23,7	4266	8820	37626
			Околоствольные дворы
			гор. 7				6800	11670	79356
			гор. 5				1200	7500	9000
			Квершлаги гор. 7		430	9,6	4128	3380	13953
			гор. 5		400	7,2	2880	3540	10195
			Рудоспуск		120	5,0	600	8280	4968
			Вент. восстающий		180	4,0	720	8960	6451
			Полевой штрек		2500	9,6	24000	3380	81120
			(при необходимости включать перечень других сооружений, зданий и оборудования)
	Итого для этажа 5 – 4                                                                                                                                                                                                                                      338287
		Запасы этажа 6–5	Стволы С3,С4,С5		3х60	23,7	4266	8820	37626
			О