Показатели интенсивности разработки шахтных полей

В терминологическом словаре "Горное дело" это понятие трактуется так: "Интенсивность разработки месторождения – скорость отработки месторождения полезного ископаемого".

При разработке крутопадающих, наклонных и весьма мощных пологих (требующих этажной разработки) залежей получили наибольшее практическое применение две количественные характеристики интенсивности эксплуатации:

1 – годовое понижение горизонта выемки (V);

2 – коэффициент эксплуатации (h).

Годовое понижение горизонта выемки представляет собой выраженное в метрах за год (м/год) среднее опускание условного горизонта очистной выемки по вертикали, подсчитанное для всей рудной площади эксплуатируемого шахтного поля или месторождения, отрабатываемого одной шахтой.

Коэффициент эксплуатации (т/м² год) представляет собой выраженный в тоннах вес добытой рудной массы за год, приходящийся на один квадратный метр горизонтальной площади разрабатываемого шахтного поля, и определяется по следующей формуле

 

h = V×g×к_н/к_к,

 

где g – объемный вес руды, т/м³; к_н – коэффициент извлечения; к_к – коэффициент изменения качества.

Как видно из представленной зависимости, на величину коэффициента эксплуатации кроме годового понижения горизонта выемки оказывают влияние объемный вес, зависящий от физико–механических свойств разрабатываемой рудной залежи, и коэффициенты извлечения и изменения качества руды, которые зависят от применяемой системы разработки.

Таким образом, значения показателей g, к_н и к_к не связаны с интенсивностью подвигания очистных работ.

Оценка интенсивности разработки месторождения по коэффициенту эксплуатации может оказаться неправильной и искаженной.

Можно получить высокие показатели коэффициента эксплуатации при фактически низком значении годового понижения V за счет большого объемного веса руды и значительного его разубоживания.

И, наоборот, при весьма интенсивном подвигании горизонта выемки V в результате разработки залежи с небольшим объемным весом руды и применении системы разработки со значительными потерями и небольшим коэффициентом разубоживания (применении камерной системы разработки) коэффициент эксплуатации может оказаться очень низким.

Исходя из этого, для сравнительных оценок интенсивности эксплуатации шахтных полей и месторождений наиболее объективным показателем является годовое понижение горизонта выемки.

При одновременном ведении очистных работ на нескольких этажах значение годового понижения горизонта выемки по каждому отрабатываемому этажу (Vi) определится по следующей зависимости

 

V_i = Б_i / (g_i×S_i),

 

где Б_i – погашаемые о течении года запасы i–того этажа, т; g_i – объемный вес руды i–того этажа, т/м³; S_i – средняя рудная площадь i–того этажа, м².

Средневзвешенное значение годового понижения выемки по всему i–тому отрабатываемому шахтному полю или месторождению в целом определится по следующей формуле

 

V = (Б₁+Б₂+…+Б_i) / (S₁×g₁+ S₂×g₂+…+ S_i×g_i),

 

где Б₁, Б₂, Б_i – погашенные в течение года запасы первого, второго,..i–того этажей, т; S1, S2, Si – средняя рудная площадь первого, второго,..., i–того этажей, м; g₁, g₂, g_i – объемный вес руды первого, второго,..., i–того этажей, т/м³.

На основе теории проектирования и практики разработки рудных месторождений в справочной литературе представлены значения годового понижения горизонта выемки наклонных и крутопадающих залежей.

Интенсивность отработки части шахтного поля, находящейся непосредственно в очистной выемке, согласно исследованиям З.А. Терпогосова может быть оценена по скорости годового понижения очистной выемки (Vo, м/год).

Скорость годового понижения очистной выемки Vo, как правило, больше, чем годовое понижение горизонта выемки V, так как в одновременной выемке обычно находится только часть рудной площади шахтного поля или месторождения.

Между этими показателями установлена следующая аналитическая зависимость

V = V_o×i,

 

где i – коэффициент использования рудной площади, представляющий собой отношение рудной площади, находящейся в очистной выемке S_o, ко всей рудной площади шахтного поля или месторождения S

 

i = S_o / S.

 

Существует три основных понятия о годовой производительности рудника:

1) по горным возможностям (А_г), производительность, которую можно, получить на рассматриваемом месторождении при определенной технике, технологии и организации его разработки;

2) по целесообразному сроку службы предприятия (А_ц), производительность определяемую наличными балансовыми запасами полезного ископаемого;

3) экономически целесообразная или оптимальная (А_о), производительность при которой возможно получение наиболее высоких экономических показателей разработки месторождения (себестоимости, приведенных затрат и др.).

 

2.2. Порядок выполнения лабораторной работы      

 

2.2.1. Изучить общие положения.

 

2.2.2. Ознакомиться с исходными данными к расчету согласно выданного варианта задания.       

 

2.2.3. Определить площадь рудных тел и балансовые запасы месторождения.            

Величину балансовых запасов руды в месторождении можно определять по следующим формулам: 

 

1) при угле наклона рудного тела более 30°

 

Б = m × L_пр× (H_р –Н_з) × γ / sin a,                                 (2.1)

 

где Б – балансовые запасы руды в месторождении, тыс. т;

m – нормальная мощность рудного тела, м;

L_пр– длина рудного тела по простиранию, км;

H_р – глубина распространения рудного тела (от поверхности до нижней границы), м;

Н_з – глубина залегания рудного тела (от поверхности до верхней границы), м;         

γ – объемная плотность руды, т/м³;

a – угол падения рудного тела.

      

2) при угле наклона рудного тела – менее 30°

 

Б = m ×L_пр × L_вкр × γ / cos a,                               (2.2)

 

 где L_вкр – длина проекции рудного тела на горизонтальную плоскость вкрест простирания, м.

 

Горизонтальную площадь рудного тела (S) определять по формулам:

1) при угле наклоне рудного тела более 30°

 

S = m × L_пр / sina,                                         (2.3)

 

2) при угле наклона рудного тела менее 30°

S = L_пр × L_вкр / cos a.                                       (2.4)

 

При наличии в месторождении нескольких рудных тел общую величину балансовых запасов и горизонтальную площадь рудных тел определять путем суммирования запасов и площадей по отдельным рудным телам.    

 

2.2.4. Рассчитать годовую производительность рудника по горным возможностям.                       

В соответствии с действующими ВНТП–13–2–93 [5] годовую производительность рудника по горным возможностям (А_г) определять следующим образом:                     

1) при угле наклона рудного тела более 30°

(исходя из среднего годового понижения уровня очистной выемки)

 

А_г = V × К₁ × К₂ × К₃ × К₄ × S × γ × (1–п) / (1–р),            (2.5)

 

где V–среднее годовое понижение очистной выемки по всей рудной площади (табл.2.2), м; К_i– поправочные коэффициенты, учитывающие, соответственно, угол падения, мощность рудного тела, применяемую систему разработки и число этажей, находящихся в одновременно работе (табл. 2.3); п и р – планируемые величины потерь и разубоживания руды (табл. 2.4), доли ед.;

 

2) при угле наклона рудного тела менее 30°

(исходя из условия развития очистных работ)

А_г = S × i × [ (τ₁ × (q₁ / S₁ ) + τ₂ ×  (q₂ /S₂ ) + … τ_n × (q_n /S_n) ], (2.6)

где i – коэффициент использования рудной площади (табл.2.5); τ_i – удельный веc i–й системы разработки в общем объеме добычи, доли ед.; q_i – производительность очистного блока при i–й системе разработки (15–200 тыс.т/год); S_i – площадь блока, находящегося в очистной выемке i–й системой разработки, тыс.м².

 

2.2.5. Определить расчетный и минимально допустимый сроки службы рудника.

Расчетный срок существования рудника (Т_р) определять по формуле:

 

 .                                             (2.7)

                                                                              Таблица 2.2

Среднегодовое понижение горных работ, V [5]

Горизонтальная площадь рудных тел, тыс.м2	Среднегодовое понижение, м/г.
Месторождения цветных металлов
до 4	26–53
4–6	30–25
6–12	25–17
12–20	22–13
более 20	15–9
Железорудные месторождения
10–20	30–25
20–50	25–20
50–100	20–15
100–200	15–12
200–400	12–8
более 400	7

Примечание. При разработке руд склонных к самовозгоранию к указанной величине V вводится коэффициент 0,85–0,9.                                                            

                              

 

 

Таблица 2.3

Поправочные коэффициенты для расчета годового

понижения (К₁ , К₂, К₃, К₄)

Угол падения, град.	К1
90	1,2
60	1,0
45	0,9
30	0,8
Мощность рудного тела, м	К2
до 3	1,3
3 – 5	1,2
5 – 15	1,0
15 – 25	0,8
Более 25	0,6
Системы разработки	Класс по ПТЭ	К3
1. С открытым выработанным пространством, с магазинированием, с обрушением (без слоевого)	I, II, V	1,0
2. С креплением и обрушением (без слоевого)	IV, V	0,9
3. Камерная, сплошная и столбовая с закладкой	III	0,85
4. Слоевое обрушение	V	0,8
5. Горизонтальные слои с закладкой	III	0,75
Число этажей в одновременной отработке	К4
1	1,0
2	1,2 – 1,5
3 и более	1,5 – 1,7

                                                         

 

Таблица 2.4

Ориентировочные значения исходных показателей

по системам разработки [6]

Системы разработки		Ранг	Коэффициенты, доли ед.
			потерь (п)	разубожива–        ния (р)
1.	Сплошная	4,2	0,15–0,30	0,05–0,07
2.	Потолкоуступная	17,0	0,02–0,06	0,10–0,15
3.	Камерно–столбовая	8,0	0,25–0,60	0,05–0,10
4.	Подэтажных штреков (ортов)	5,6	0,06–0,12	0,05–0,10
5.	С доставкой руды силой взрыва	3,6	0,10–0,15	0,05–0,15
6.	Этажно–камерная	2,9	0,10–0,15	0,10–0,15
7.	Блоковая с магазинированием	14,0	0,06–0,12	0,05–0,10
8.	Камерная о магазинированием	6,3	0,10–0,20	0,10–0,15
9.	Блоковая с закладкой	36,0	0,01–0,05	0,05–0,10
10.	Сплошная и столбовая однослойные с закладкой	76,0	0,01–0,05	0,10–0,20
11.	Камерная с закладкой	11,0	0,01–0,03	0,10–0,15
12.	С распорной крепью	107,0	0,01–0,05	0,03–0,07
13.	С крепежными рамами	155,0	0,01–0,03	0,02–0,05
14.	Сплошная и столбовая однослойные с креплением	230,0	0,01–0,05	0,02–0,05
15.	Слоевого обрушения	50,0	0,02–0,05	0,02–0,05
16.	Столбовая с обрушением налегающих пород	24,0	0,05–0,10	0,02–0,07
17.	Подэтажного обрушения	3,3	0,05–0,15	0,20–0,30
18.	Этажного обрушения	2,6	0,10–0,20	0,10–0,20

Примечания: 1. Ранг системы разработки установлен по уточненным данным анализа и обработки фактических стоимостных затрат по ряду горнорудных предприятий.

 

 

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