Обоснование высоты этажа

Выбор места заложения выработки вскрытия. Выбор схемы подготовки запасов к эксплуатации. Обоснование высоты этажа. Необходимое количество этажей и темпы определения работ по подготовке этажей.

При выборе места заложения вскрывающих выработок необходимо прежде всего предусмотреть безопасное расположение стволов согласно действующим правилам и указаниям по охране сооружений от вредного воздействия горных работ. Второе условие при выборе места заложения ствола - обеспечение минимума транспортных расходов. Для выдержанных пластообразных залежей при рассредоточенных грузах акад. Л.Д. Шевяков рекомендовал располагать основные вскрывающие выработки в месте сосредоточения такого груза, когда сумма грузов, расположенных слева от него, равна сумме грузов, расположенных справа.

При непрерывно распределенных грузах (сплошная залежь неправильной формы) место заложения ствола шахты обычно рекомендуется выбирать в соответствии с размерами запасов согласно погоризонтным планам исходя из условия равенства суммы по-горизонтных сечений залежей. Затем определяется длина крыльев шахтного поля.

Однако эти методы - весьма приближенные, так как величины грузов и запасов связаны непропорциональной зависимостью с себестоимостью транспортировки. Последняя зависит еще от длины доставки и других факторов. Поэтому в общем случае для выбора места заложения ствола необходимо с помощью метода вариантов определить минимум затрат на транспортирование руды, вентиляцию, водоотлив, поддержание выработок и другие операции, затраты на которые могут изменяться в зависимости от схемы и места расположения вскрывающих выработок.

Число вскрывающих выработок зависит от целого ряда факторов. Согласно правилам техники безопасности каждая шахта должна иметь не менее двух выходов на дневную поверхность. При диагональной схеме вскрытия, которая для рудников является основной, количество стволов должно быть не менее трех. Стандартные диаметры стволов изменяются от 4 до 8 м через каждые 0,5 м.

Прежде всего при проектировании вскрытия и подготовки рудных месторождений необходимо обеспечить безопасную и эффективную работу рудника как в период его строительства, так и в процессе эксплуатации. Согласно Единым правилам безопасности в пределах рудничного поля должно быть пройдено не менее двух стволов, которые необходимо оборудовать механическими подъемами для спуска-подъема людей с каждого горизонта. Стволы должны иметь выход на поверхность, при этом вентиляционные струи в двух стволах должны быть разнонаправленными.

В табл. 24.1 приведено минимальное число выходов при вскрытии месторождений штольнями согласно нормам технологического проектирования (НТП) Гипроцветмета.

Вскрытие месторождения (или его части), расположенного ниже вскрывающей штольни, необходимо осуществлять двумя стволами, оборудованными механическими подъемами. При этом один ствол должен обеспечивать спуск-подъем людей с каждого горизонта на вскрывающую штольню, а второй - на дневную поверхность или до другой штольни.

В случае применения на руднике самоходного оборудования схема и способ вскрытия должны обеспечивать возможность доставки этого оборудования в шахту и его безопасное и эффективное использование в соответствии с ЕПБ, для чего необходимо проходить дополнительные выработки, в том числе наклонные и спиральные съезды.

Таблица 24.1.

Расстояние между штольнями и горизонтами по вертикали, м	Длина рудного тела в пределах рудничного поля, м	Минимальное число выходов (восстающих)
До 50	До 1000	Три ходовых восстающих
	Более 1000	Через каждые 300 м ходовые восстающие
До 70	До 1000	Два ходовых восстающих, оборудованных механическими подъемами
	Более 1000	Через каждые 300 м восстающий с оборудованием каждого первого механическим подъемом
Более 70	До 1000	Один ствол и один восстающий, оборудованный механическими подъемами
	Более 1000	Два ствола, оборудованных механическими подъемами

При производственной мощности шахты до 250-300 тыс. т в год и глубине разработки до 500-600 м применяются клетьевой подъем, а также самоходное оборудование при наклонных и спиральных стволах. При большей производственной мощности - скиповой. Если производственная мощность рудника достигает 1 млн т/год, то число стволов увеличивается до 5-6 с учетом необходимого резерва.

Для рудников с очень большой производственной мощностью (10-20 млн т/год) проектируют до 10 стволов и более. Например, вскрытие нижних горизонтов на руднике им. Кирова в Кривбассе было намечено осуществлять 13 стволами: два - рудоподъемных, три - вспомогательных и восемь - вентиляционных. Поле шахты Яковлевской в КМА по проекту намечено вскрыть семью стволами. На шахте № 65 в Джезказгане пройдено два основных рудовыдачных ствола диаметром 7-8 м, один служит для выдачи медной руды, второй - для свинцовой, третий - для спуска-подъема самоходного оборудования и еще 4-5 стволов вентиляционных. На шахте № 57 в Джезказгане два основных ствола: один - выдачной, другой - для грузов (самоходное оборудование) и вентиляции. На шахте Анненской, как и на шахте № 65 пройдены три основных и четыре-пять вентиляционных стволов. Рудник Кируна в Швеции, добывающий 22-27 млн т/год, вскрыт десятью скиповыми (для выдачи руды по сортам) стволами и четырьмя вспомогательными клетьевыми. Затем был пройден еще один наклонный ствол для самоходного оборудования и выдачи породы. В Польше вскрытие Люблинского медного месторождения (при годовой производственной мощности 4,5-5 млн т/год) осуществлено шестью стволами: двумя центральными и по два ствола на флангах для вентиляции и закладки. Обычно основные стволы располагают рядом. В ЮАР вместо спаренных двух стволов проходят один ствол эллипсовидного сечения и разделяют его бетонной перемычкой на два отделения. Это оказалось гораздо дешевле, чем проходить два ствола. Для шахт глубиной свыше 1,5 км необходимо иметь вентиляционные участки длиной не более 400-500 м, чтобы величина депрессии у главной вентиляционной установки была не выше 7,5 -10³ МПа. При меньшей глубине длина участков может быть значительно больше.

Если в общем случае принять длину участка, блока, поля, равную l, то число стволов при центральном расположении и блочном вскрытии может быть определено по формуле

при диагональном – по формуле

где N - число блоков в рудничном поле; L - длина рудничного поля, м.

Более целесообразно решать задачу определения количества стволов одновременно с определением размеров рудничного поля. Расчеты могут осуществляться по тем же формулам. Только не для одного блока, а последовательно для одного, двух, трех блоков т.д. Необходимо находить оптимальное количество этажей и длины поля последовательно для вариантов с двумя, тремя блоками и т.д. в пределах общего рудничного поля, подставляя соответствующее им число стволов. При этом к общим затратам по формулам необходимо добавить увеличение затрат на поверхностный транспорт, которые будут расти по мере увеличения числа блоков.

В каждом конкретном случае, кроме этого, можно оценить целесообразность дальнейшего увеличения числа стволов в связи с необходимостью осуществления какой-то дополнительной функции, например: для разделения и выдачи руд по сортам, выдачи из шахты породы отдельно от руды, спуска-подъема самоходного оборудования на основе сравнения затрат на новый ствол и возможного улучшения показателей добычи и переработки (увеличение прибыли, рост объемов производства, снижение себестоимости, улучшение использования производственных фондов, извлечение охранного целика, уменьшение разубоживания руды и т.п.).

Для условий месторождений многосортных руд, особенно при комплексном их использовании, необходимо рассматривать экономическую целесообразность увеличения числа подъемных стволов для организации раздельной добычи и подъема отдельно породы и руд по сортам. При наличии одного подъемного ствола в условиях таких месторождений раздельная добыча и переработка руд по сортам может привести к снижению производственной мощности рудника. Для упрощения технологической схемы породу от проходки выработок, как правило, смешивают с рудой, дополнительно разубоживая ее. При валовой разработке многосортных руд, как правило, один сорт руды разубоживается другим, а кроме того, усложняется шихтовка руды для обеспечения постоянства содержания металлов в руде. Тем не менее, постоянство качества добываемой рудной массы никогда не достигается. Все эти факторы снижают извлечение при обогащении и качество концентратов, а следовательно, и извлекаемую ценность добываемой рудной массы. Для шихтовки многосортных и многокомпонентных руд требуется значительно большее количество блоков в очистной выемке, чем без шихтовки, из-за чего снижается производственная мощность рудника.

Эти факторы нельзя не учитывать при определении числа стволов. Кроме обеспечения производственной мощности рудника по рудной массе, число стволов и соответствующая схема (способ) вскрытия и подготовки должны обеспечить добычу рудной массы возможно высокого качества (когда может быть обеспечена самая большая величина извлекаемой ценности). Повышение извлекаемой ценности добываемой рудной массы при разработке многосортных руд возможно благодаря применению раздельной добычи и переработки по сортам и усреднению качества каждого сорта. Однако применение раздельной добычи и переработки может привести к некоторому снижению производственной мощности рудника (при выдаче рудной массы через один ствол) или потребует проходки дополнительного ствола (или стволов).

Целесообразность дополнительных стволов может быть определена на основе сравнения величины прибыли за какой-то расчетный период времени при базовом и новом (с дополнительными стволами) вариантах с учетом дополнительных затрат на проходку стволов. Экономия от проходки дополнительных стволов определяется (руб.) по формулам:

а) для условий действующего рудника, когда один подъемный ствол уже имеется,

б) для вновь проектируемого рудника

В этих формулах: А_бt и А_t - производственная мощность рудника при базовом варианте (валовая выемка) и новом варианте (раздельная выемка руд по сортам) в t- й год, т/год; ц_дбt и с_дбt - извлекаемая ценность добываемой рудной массы и затраты на ее добычу и переработку при базовом варианте в t -й год, руб/т; ц_дt и с_дt - то же при новом варианте, руб/т; С_cбt и С_сt - затраты на проходку ствола при базовом и новом вариантах в t-й год, руб; t_рб и t_р - расчетный срок сравнения базового и нового вариантов, лет; t_сб и t_с - срок строительства ствола (стволов) при базовом и новом вариантах, лет; п - число подъемных стволов при новом варианте; Е_нt - процентная ставка на кредит в t-м году, доли ед.

Несмотря на то, что при раздельной добыче руд по сортам требуется пройти дополнительный ствол, этот вариант в ряде случаев может оказаться более эффективным благодаря повышению извлекаемой ценности добываемой рудной массы за счет лучшего усреднения каждого сорта руды, снижения разубоживания, увеличения извлечения при обогащении и повышения качества концентратов, а также дополнительного производства новых концентратов. Кроме этого, может быть увеличена производственная мощность рудника (при одном подъемном стволе производственная мощность в данном случае может уменьшиться).

Наиболее эффективной будет проходка дополнительного ствола, если оценку эффективности раздельной добычи руд по сортам осуществлять при проектировании нового рудника, когда, например, вместо одного ствола большого сечения, можно предусмотреть проходку двух стволов меньшего сечения. В результате при незначительном увеличении затрат на проходку стволов могут быть сокращены сроки проходки и строительства рудника в целом. Возможно также увеличение производственной мощности рудника. Тогда экономия от проходки дополнительного ствола будет равна (руб.)

где t_сб и t_с - сроки строительства стволов при базовом (с одним подъемным стволом) и новом (с двумя-тремя подъемными стволами) вариантах, лет.

При раздельной добыче руд по сортам и наличии соответствующего количества подъемных стволов могут быть сокращены затраты на транспортирование руды до стволов. Например, если бы Урупское медное месторождение было вскрыто двумя подъемными стволами (один на одном фланге для медных руд, другой на другом фланге для медно-цинковых руд), то расстояние транспортирования было бы меньше вдвое. Меньше было бы простоев рудника из-за аварий в стволе и на транспорте.

Вероятное увеличение производственной мощности рудника с раздельной добычей руд по сортам по сравнению с вариантом валовой выемки можно установить, основываясь на том, насколько может быть уменьшен резерв блоков для осуществления шихтовки руд в процессе добычи. Если при валовой выемке для обеспечения производственной мощности, равной А_б требуется иметь в очистной выемке N_oб блоков, то из этого числа их часть, равная q_бN_oб блоков, необходима для обеспечения шихтовки. Если при раздельной добыче руд по сортам для шихтовки требуется меньшее количество блоков в очистной выемке qN_oб то при той же рудной площади производственная мощность рудника может быть увеличена за счет уменьшения числа блоков, готовых к выемке. Величина ее будет равна

где N_об - общее число блоков на руднике в подготовке и очистной выемке, ед.; q_б и q - доли запасов (или числа резервных блоков), необходимых для осуществления шихтовки руд при валовой выемке и при раздельной добыче и переработке, доли ед.

Если q_б>q, то А>А_б и, наоборот, если q_б<q, то А<А_б.

Если учесть, что при раздельной добыче и переработке руд по сортам может быть значительно увеличена извлекаемая ценность добываемой рудной массы, то можно полагать, что во многих случаях при разработке комплексных многосортных руд увеличение числа подъемных стволов может обеспечить не только более эффективную работу предприятия, но и более полное и комплексное использование запасов недр.

Если дополнительный ствол позволяет увеличить производственную мощность рудника (особенно в ценностном выражении) и повысить извлечение при обогащении благодаря исключению из руды породы от проходческих работ, а в ряде случаев благодаря обеспечению раздельной выдачи руды по сортам, то почти всегда проходка дополнительного ствола будет эффективной.

Путем таких расчетов, последовательно прибавляя количество стволов, можно установить, что дальнейшее увеличение их числа не дает эффекта и нецелесообразно.

Высота этажа зависит от следующих основных факторов:

1) мощности, выдержанности и угла падения залежей;

2) устойчивости руд и вмещающих пород;

3) системы разработки;

4) сложности строения и степени разведанности месторождения;

5) достигнутого уровня техники и технологии горных работ;

6) интенсивности подготовительных и очистных работ;

7) степени концентрации горных работ и др.

На жильных и маломощных месторождениях высота этажа обычно принимается от 30 до 60 м в зависимости от выдержанности и угла падения залежей, на мощных месторождениях - от 40 до 80 м и более. В устойчивых рудах и породах большая высота этажа принимается при камерных системах разработки. При малых углах падения залежей (пологом падении) высота этажа составляет 30-40 м, при крутом падении достигает 80 м и более.

Максимальная высота этажа принимается при использовании систем: 1) этажного принудительного обрушения (от 60-80 м при углах падения мощных залежей 60-70°до 80-100 м и более при крутом падении и особенно в случае весьма мощных залежей); 2) подэтажного обрушения (60-80 м); 3) подэтажных штреков (от 50-70 м при углах падения 50-60° до 80-100 м и более при крутом падении и устойчивых породах висячего бока). При системах с магазинированием руды высота этажа несколько меньше (от 40 до 70 м в зависимости от угла падения и устойчивости пород). При системе слоевого обрушения высота этажа обычно составляет 30- 40 м и не превышает 60 м. При камерно-столбовых системах наклонная высота этажа изменяется от 40-60 м при углах падения 20-45° и до 250 м и более при углах 0-5°.

Нормами технологического проектирования Гипроруды рекомендуется принимать следующую высоту этажа:

1) при системе этажного принудительного обрушения - не менее 70 м, увеличивая ее до 80-100 м при угле падения более 70°;

2) при системе подэтажного обрушения - от 60-70 м до 80 м, а подэтажа от 20 м до 40-50 м;

3) при системе подэтажных штреков - не менее 80 м до 100-110м при крутом падении, 50-70 м для наклонных рудных тел;

4) при этажно-камерной системе - более 70 м при крутом падении и 50-70 м в условиях наклонных залежей;

5) при камерно-столбовой системе - не больше 40-60 м при угле падения 20-45° (наклонная высота этажа).

С развитием техники, с внедрением высокопроизводительной технологии разработки, предусматривающей применение самоходного оборудования и вибротехники, повышается концентрация и интенсивность горных работ, что требует значительного увеличения высоты этажа. Например, на Таштаголе пошли на отработку сдвоенных этажей общей высотой 180 м, на руднике Молибден в ТВМК высоту этажа принимали до 150 м, на шахте им. Губкина в КМА высоту этажа предполагается увеличить до 135 м.

В ряде случаев высота этажа определяется горно-техническими условиями: на некоторых линзах Ридцер-Сокольного (Лениногорс-кого) месторождения - мощностью линз, на Белоусовском руднике резким изменением элементов залегания, а в ряде других случаев - устойчивостью руд и пород, а иногда - сложностью и неравномерностью оруденения (на Хайдарканском ртутном руднике высота этажа не может быть принята более 20 м по условиям разведки). В большинстве же случаев необходимо определять экономически выгодную, оптимальную высоту этажа.

По мере увеличения высоты этажа уменьшаются капитальные и текущие (эксплуатационные) затраты на проходку выработок горизонта (в расчете на 1 т добычи), а также запасы и потери руды в междуэтажных целиках и в днищах блоков. Вместе с тем, по мере увеличения высоты этажа возрастают затраты на поддержание выработок и некоторые другие эксплуатационные расходы (подъем, водоотлив), затрудняется передвижение рабочих и доставка материалов по восстающим, что влияет на их производительность. В ряде случаев увеличиваются потери руды в лежачем боку, а также потери от обрушения невзорванного массива и разубоживания от примешивания пород. Так, на шх. Северо-Песчанс-кая на Урале при высоте этажа 80 м наблюдались случаи сползания в период разбуривания целых блоков с запасами до 300 тыс. т, почти полностью подготовленных и разбуренных. Увеличение разубоживания руды при большей высоте этажа наблюдается особенно отчетливо при системе с торцевым выпуском. Таким образом, одни затраты и ущербы по мере увеличения высоты этажа уменьшаются, другие - увеличиваются (рис. 24.1).

Принимая, что сумма удельных затрат может быть выражена как с=с₁h_э+с₂/h_э, многие исследователи, в частности, акад. М.И. Агошков, взяв первую производную от этого выражения и приравняв ее к нулю, находили, что высота этажа равна

где с₁ и с₂ - некоторые численные стоимостные коэффициенты.

Рис. 24.1. Изменение затрат с по мере увеличения высоты этажа h_э:

1 - общие затраты; 2 - затраты на поддержание выработок;

3 - затраты на проходку выработок горизонта

Этот аналитический метод определения высоты этажа можно считать приближенным.

Чтобы учесть разницу в капиталовложениях ранее предлагалось решать задачу определения высоты этажа методом вариантов на основе минимума суммы приведенных затрат, подсчитанных для конкретных условий по формуле

с_пр=с_д+Е_нК,

где с_д - эксплуатационные затраты, руб; К - сумма капитальных вложений, руб.

Величина приведенных затрат, зависящих от высоты этажа, с учетом возможного изменения показателей потерь и разубоживания, а следовательно, и извлекаемой ценности добытой рудной массы может быть определена по формуле:

где t_э - срок отработки запасов этажа (лет) с производственной мощностью рудника А, т/год; К_э и с_э - сумма капитальных и эксплуатационных затрат этажа, руб.; h_э, т, L - высота этажа, горизонтальная мощность и длина рудной залежи (месторождения), м; (1-П)/(1-Р) - выход рудной массы из 1 т руды балансовых запасов, т/т; g - объемная масса руды, т/м³.

Эксплуатационные затраты, зависящие непосредственно от высоты этажа, будут равны

Для простейшего случая, когда одинаково вскрываются все этажи, капитальные затраты определяются как

где L_к и L_ш - длина квершлага и откаточного штрека, м; к - количество штреков на горизонте (в зависимости от схемы подготовки); с_д - затраты на добычу руды по системе разработки, руб/т; S_к и S_ш - площадь сечения квершлага и штрека, м²; v_о - объем выработок околоствольного двора и других камерных выработок этажа, м³; с_к, с_ш, с_о - затраты на проходку 1 м³ квершлага, штрека, околоствольных выработок, руб; с_под и с_вод - затраты на подъем и водоотлив при отработке всех запасов этажа, руб; с_пк, с_пш, с_по - затраты на поддержание 1 м квершлага, штрека и 1 м³ околоствольного двора, руб/пог.м в год, руб/м³ в год; t_э - время отработки этажа, лет.

Потери и разубоживание руды при изменении высоты этажа изменяются, как и затраты, по-разному. Одна часть потерь в результате оставления на днищах блоков и в междуэтажных целиках, а также разубоживания от верхнего контакта руды с породой по мере увеличения высоты этажа уменьшается (в расчете на 1 т добычи). Другая часть потерь (на лежачем боку, при выемке междукамерных целиков и т.п.) в результате разубоживания от боковых контактов и просачивания мелких пород сквозь руду увеличивается, причем тем больше, чем меньше угол падения, мощность залежи, ширина отбиваемых слоев и чем менее устойчивы породы. В силу этого изменяются себестоимость добычи, срок отработки и извлекаемая ценность добытой рудной массы. Кроме величины затрат на подготовку и очистную выемку, от высоты этажа зависят показатели потерь и разубоживания, а следовательно, и ценность добываемого полезного ископаемого, что не учитывается в приведенных затратах. Для оценки качества нового варианта по сравнению с базовым вариантом по приведенным затратам с учетом возможного изменения извлекаемой ценности добываемой рудной массы может быть применена формула (руб/т)

где с_д - эксплуатационные затраты на добычу и переработку при новом варианте, руб/т; К_уд - удельные капитальные затраты при новом варианте; ц_дб и ц_д - извлекаемая ценность добываемой рудной массы при базовом и новом вариантах, руб/т.

Однако в современных экономических условиях и такой критерий недостаточен. Он не учитывает ряд важнейших факторов, что может привести к недооценке перспективных направлений развития технологии добычи. В современных экономических условиях прежде всего необходимо учитывать разновременность капитальных затрат на проходку выработок и эксплуатационных затрат на их поддержание, а также на другие процессы добычи или какую-то их часть. Еще более важно учесть вероятность изменения производственной мощности рудника в связи с изменением запасов блоков и потерь руды, величины вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов, что, соответственно, сказывается на себестоимости добычи и величинах годовой и удельной прибыли.

Поэтому в качестве критерия для оптимизации высоты этажа и способов подготовки горизонтов и блоков должна быть принята величина суммы дисконтированной прибыли за какой-то расчетный период времени (в том числе за весь жизненный цикл горного предприятия) за вычетом капитальных затрат или ее удельное значение. Необходимо также учесть, что капитальные и эксплуатационные затраты осуществляются, как правило, в разные периоды времени. При этом общий критерий оптимальности для решения задачи определения высоты этажа может быть представлен в следующем виде (руб.)

где П_ргt - годовая прибыль в t-й год, руб/год; Т=t_с+t_р - общий срок строительства и эксплуатации этажа (группы этажей), лет; К_сt - затраты на проходку капитальных и горно-подготовительных выработок в t -й год, руб/год; А_t - производственная мощность рудника в t-й год, т/год; ц_дt - извлекаемая ценность добываемой рудной массы в /-и год, руб/т; с_дt - эксплуатационные затраты на добычу и переработку добываемой рудной массы в t-й год, руб/т; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени; Е_к - коэффициент, учитывающий банковский процент на кредит; t_с и t_р - время строительства и эксплуатации этажа (группы этажей), лет.

Критерий эффективности может быть использован и в виде удельной прибыли (руб/т)

Из этих формул видно, что наиболее эффективными вариантами высоты этажа являются те, которые обеспечивают ускорение вскрытия и подготовки запасов, увеличение производственной мощности рудника, снижение затрат и потерь полезных ископаемых, а также повышение качества добываемой рудной массы.

Учет возможного увеличения производственной мощности рудника, изменения потерь и разубоживания, качества добываемого полезного ископаемого, а также разновременности затрат позволяет более правильно оптимизировать параметры вскрытия и подготовки и будет стимулировать развитие технологии горных работ, обеспечивающей ускорение вскрытия и подготовки запасов, более интенсивную разработку месторождения, снижение потерь и повышение качества добываемой рудной массы и производимой из нее конечной продукции.

При разработке крутопадающих месторождений с достаточно устойчивыми вмещающими породами увеличение высоты этажа имеет огромное экономическое значение, особенно при небольшой производственной мощности рудника.

При одной и той же величине активной рудной площади в случае увеличения высоты этажа (по сравнению с каким-то базовым вариантом) можно соответственно сократить количество забоев подготовительно-нарезных работ для подготовки к эксплуатации того же количества запасов, что и при базовом варианте. А число очистных забоев за счет этого можно увеличить, благодаря чему может быть увеличена производственная мощность рудника и снижена себестоимость добычи и переработки. Это особенно важно для малых рудников, на которых доля условно-постоянных затрат достаточно велика.

Обычно при определении высоты этажа принимают к расчету только запасы руды выше эксплуатационного горизонта, что в какой-то мере ограничивает возможности увеличения высоты и запасов этажа. При слишком большой высоте этажа часто происходит разрушение днищ блоков, увеличивается разубоживание, а при недостаточно крутом падении залежей увеличиваются потери руды на лежачем боку. Для того, чтобы избежать этих отрицательных последствий или уменьшить их, на многих рудниках, особенно на рудниках, разрабатывающих наклонные рудные залежи, целесообразно отрабатывать с одного эксплуатационного горизонта запасы не только выше, но и ниже уровня этого горизонта, которые могут быть вскрыты и подготовлены с этого горизонта с помощью уклонов или спиральных съездов. При таком варианте вскрытия и подготовки обеспечивается резкое увеличение извлекаемых с одного горизонта запасов при снижении удельных капитальных затрат и сравнительно небольшой высоте блоков выше и ниже уровня эксплуатационного горизонта. Кроме этого представляется возможность увеличения производственной мощности рудника по сравнению с базовым вариантом (такой же высоты этажа, но только выше уровня основного эксплуатационного горизонта). Поскольку при новом варианте вскрытия по сравнению с базовым эксплуатационные затраты уменьшатся за счет сокращения их условно-постоянной составляющей.

Дата добавления: 2014-11-25