Определение годовой производственной мощности рудника по количеству очистных блоков (метод проф. Панина И. М.)

, (2)

где n₀ – число блоков, находящихся в одновременной очистной выемке;

P₀ – среднемесячная производительность блока;

К_уд – удельный вес добычи руды из очистных работ в общей добыче;

y – коэффициент резерва.

Общее число блоков п может быть определено

п = n_п + n_н + n_о,

где n_п – число блоков в одновременной подготовке;

n_н – число блоков в одновременной нарезке;

n_о – число блоков в одновременной очистной выемке.

Единственным требованием для равномерного развития горных работ является сохранение постоянного числа блоков, находящихся под очистной выемкой, т.е. n_о = const. Для выполнения этого требования необходимо, чтобы за время очистной выемки в " n_о" блоках такое же число блоков было нарезано и подготовлено. Это требование можно выразить в виде:

где t_o – срок очистной выемки блока;

t_n – срок подготовки блока;

t_н – срок нарезки блока.

(3)

Общее число блоков в пределах шахтного поля будет

(4)

где q – количество одновременно разрабатываемых рудных тел;

г_i– количество одновременно разрабатываемых этажей;

L_i – длина рудного тела на этажах, м;

L_б – длина блока, м.

Значения t_o, t_н, t_n определяются из графика отработки блоков.

Среднемесячная производительность блоков в период очистной выемки Р_б определяется расчетом.

Удельный вес добычи руд из очистных работ в общей добыче К_уд зависит от применяемой системы разработки и берется из распределения добычи руды по стадиям работ: подготовка, нарезка и очистная выемка. Коэффициент резерва блоков y принимается равным 1, 15 ¸ 1, 3.

 

Определение годовой производственной мощности рудника по потребности количества металла

(5)

где М – заданная годовая производственная мощность рудника по металлу, т;

С – содержание металла в руде, %;

K₁ – коэффициент извлечения концентрата при обогащении;

К₂ – коэффициент извлечения металла при металлургической переделке.

Определение годовой производственной мощности рудника (формула Тейлора)

При проектировании рудников в зарубежных странах для определения их сроков службы (Т) пользуются формулой Тейлора

(6)

где Q – запасы руды, т.

Если запасы руды Q выразить в млн. т, тогда формула примет вид:

Годовая производственная мощность рудника А очевидно равна

(7)

Определение срока службы рудника

Существует простая функциональная зависимость между величинами годовой производительности рудника А, его срока службы Т и промышленных запасов руды шахтного поля Q.

, год (8)

где Q – промышленные запасы руды шахтного поля, равные балансовым за вычетом потерь в количествах, предусмотренных проектом разработки месторождения.

, год (9)

Определение размеров шахтного поля

При раскройке месторождения на ряд шахтных полей обычно стремятся придать шахтному полю форму прямоугольника. Однако, в зависимости от условий залегания месторождения формы шахтных полей могут быть приняты в виде различной конфигурации.

При прямоугольной форме шахтного поля его балансовый запас определяется формулой

Q_б = L H m g, (10)

где L – длина шахтного поля по простиранию, м;

Н – длина шахтного поля по падению, м;

т – средняя мощность рудного тела, м;

g – плотность руды, т/м³.

При определении размеров шахтного поля могут иметь случаи:

1. Шахтное поле ограничено небольшими размерами по простиранию и по падению естественными границами;

2. Шахтное поле ограничено небольшими размерами только по простиранию;

3. Шахтное поле ограничено небольшими размерами только по падению;

4. Шахтное поле по простиранию и по падению не ограничено.

В первом случае размеры шахтного поля не определяются, а принимаются, как есть.

При ограниченных известных размерах по простиранию длина шахтного поля по падению определяется по формуле

(11)

Если шахтное поле ограничено известными размерами по падению, то длина его по простиранию определяется по формуле

(12)

где А – годовая производственная мощность рудника, т/год;

Т – срок службы рудника, лет;

Р = m g – производительность пласта (рудного тела), т.е. количество добываемой руды с 1 м² площади пласта, т/м²;

К_u= – коэффициент извлечения запасов;

Q_n – промышленный запас, т;

Q_б – балансовый запас, т.

 

Определение высоты этажа

В практике эксплуатации месторождений полезных ископаемых под высотой этажа понимают вертикальное расстояние (проекция наклонной высоты на вертикальную плоскость) между откаточным и вентиляционным штреками. Однако в технико-экономических расчетах принимается наклонная высота, выражающая фактическое расстояние между откаточным и вентиляционным штреками.

H = h sin a,

где Н – высота этажа, h – наклонная высота этажа, a – угол падения рудного тела.

На выбор высоты этажа влияют в основном следующие факторы: геологические – элементы залегания рудного тела и его морфология, физико-механические свойства вмещающих пород и руды; горнотехнические – системы разработки, порядок отработки шахтного поля, безопасность ведения горных работ, содержание полезных компонентов в руде, объемы и сроки проведения капитальных и подготовительных работ и себестоимость 1 т добытой руды.

Подготовка этажа может быть осуществлена тремя способами:

1. Нарезкой блоков, камер и других очистных выработок на этаже с откаточного горизонта;

2. Разделением этажа на ряд подэтажей выработками, пройденными от наклонных съездов;

3. Ярусными – разделением этажа на ярусы (полосы из нескольких подэтажей) выработками, пройденными от шахтных или слепых стволов.

Высота этажа определяется, исходя из условий обеспечения годовой производственной мощности шахты и подвигания очистных работ по простиранию.

Высота этажа при разработке пластовых месторождений определяется по формуле

(13)

где А – годовая производственная мощность шахты или рудника, т/год;

Р – коэффициент разубоживания, доли ед.;

L₀ – годовое подвигание очистных работ по простиранию L_o = n × l,

n – число крыльев в этаже; l – годовое подвигание очистных работ по простиранию в одном крыле, м;

m – средняя мощность пласта, м;

g – плотность угля или руды в массиве, т / м³;

h – коэффициент извлечения, доли ед.

При разработке рудных месторождений определить годовое подвигание фронта очистных работ по простиранию прямым измерением не представляется возможным. Поэтому для определения высоты этажа при разработке рудных месторождений вводится понятие эквивалентной длины годового подвигания одного добычного блока l_эб.. Она определяется по формуле

l_эб = м/год (14)

где l_б –длина очистного блока, м;

t_б – время полной отработки одного блока длиной l_б.

Эквивалентная длина годового подвигания фронта очистных работ представляет собой часть длины блока, приходящаяся на единицу срока его эксплуатации.

Так как срок эксплуатации каждого блока длиной l_б составляет несколько лет, то можно определить долевую часть длины блока, приходящуюся на обеспечение его годовой производительности.

Количество блоков, необходимых для обеспечения годовой производственной мощности рудника: n = , где а_б – годовая производительность блока (т/год), определяемая производительностью виброустановок, погрузочных машин, скреперных установок и др., применяемых для выпуска и погрузки отбитой руды блока.

Общая длина годового подвигания фронта очистных работ

L_об = n × l_эб или

Высота этажа при разработке рудных месторождений определяется формулой Цой Л. С.

(15)

С учетом различных факторов полученное значение высоты этажа корректируется в большую или меньшую сторону, что требует пересчета количества блоков при постоянстве годовой производственной мощности рудника.

Высота этажа может корректироваться в соответствии с практическими данными, приведенными в таблице 3.

 

Таблица3. - Рекомендуемая высота этажа для различных систем разработки (м) по Агошкову М.И. и Малахову Г.И.

Система разработки	без промежуточного горизонта	с промежуточным горизонтом
от	до	от	до
1. Потолкоуступная и сплошная с распорной крепью
2. Подэтажные штреки
3. С магазинированием руды
4. Горизонтальные и наклонные слои с закладкой
5. С креплением без закладки
б. Со станковой крепью и закладкой
7. Слоевое обрушение: – крутое падение – пологое паление
В. Подэтажное обрушение
9. Этажное обрушение
10. Комбинированные системы: – с закладкой камер – с открытыми и магазинированными камерами

 

1осн [118-145] 2осн [165-171]

 

Контрольные вопросы

 

1. Какие параметры рудника являются основными?

2. Какими способами определяется годовая производственная мощность рудника?

3. В чем заключается недостаток метода определения годовой производственной мощности рудника, предложенного акад. М.И. Агошковым?

4. В чем заключается сущность метода определения годовой производственной мощности, предложенного проф. Паниным И.М.?

5. Напишите формулу Тейлора для определения годовой производственной мощности рудника.

6. Как определить размеры шахтного поля?

 

⇐ Предыдущая123456789Следующая ⇒

Поделиться: