Вскрытие и подготовка месторождения подземным способом

Тип работы:
Курсовая
Предмет:
Геология


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

Введение

В основе курсового проекта по «Вскрытию и подготовки месторождения подземным способом» лежит фактический материал собранный на первой производственной практике. Проект включает в себя:

— выбор возможных вариантов вскрытия по данному месторождению

— обоснование рекомендуемого варианта

Курсовой проект содержит следующие части:

— горно-геологическую характеристику месторождения

— выбор и обоснование возможных вариантов вскрытия

— выбор и проверку сечений вскрывающих выработок

— технико-экономическое обоснование реализации проекта.

1. Задача курсового проекта

Задачей курсового проекта является выбор и технико-экономическое сравнение двух вариантов вскрытия и подготовки месторождения, с учетом минимального влияния подземных работ на окружающую среду.

2. Исходные данные

мощность горизонтальная, м 30

длина шахтного поля, м 1400

глубина залегания от поверхности. м 400

крепость руды 8−10

крепость вмещающих пород 12−14

угол залегания, град. 70

плотность руды, т/м3 2. 2

плотность пород, т/м3 2. 9

3. Краткая геологическая характеристика месторождения

Дано абстрактное месторождения со следующими данными горно-геологическими условиями:

— угол залегания рудного тела — 150

— мощность рудного тела — 30 м

— крепость руды — 12 по Протодьяконову

— крепость вмещающих пород — 14 по Протодьяконову

— плотность руды — 2,8 т/м3

— плотность пород — 2,8 т/м3

— руды и породы средней устойчивости

— руда ценная

Рудное тело залегает на глубине 700 м его длина по простиранию равна 2000 м, а по падению 500 м.

4. Выбор возможных вариантов вскрытия и подготовки месторождения

1. Вскрытие месторождения центрально расположенным вертикальным стволом с фланговым расположением вентиляционных выработок

Вскрытие шахтного поля производится вертикальным стволом № 1 со стороны лежачего бока, расположенным по центру шахтного поля. На флангах залежи расположены вентиляционные стволы № 2 и № 3

Подготовка месторождения включает в себя проходку рудных откаточных штреков вдоль простирания залежи. В крест простирания через каждые 100 м проходят панельные орты, которые делят рудное тело на панели.

Шахтное поле делится на добычные панели длиной и шириной соответственно 100Х200 м.

Транспорт руды

Транспорт руды от очистных работ до ствола осуществляется электровозами 10КР в вагонетках ВГ-2,5. От очистного забоя в выемочной панели руда доставляется скреперами до откаточного штрека где перегружается в вагонетки.

Вентиляция

Проветривание рудника осуществляется по центральной схеме с всасывающим способом.

Свежий воздух поступает по стволу 1, откаточным квершлагам, панельным выемочным штрекам и проветривает очистные камеры. Исходящая струя воздуха следует по вентиляционному штреку, главному вентиляционному штреку к стволу 2, по которому выбрасывается в атмосферу вентиляционной установкой.

2. Вскрытие месторождения комбинированным методом (наклонным конвейерным и вертикальным стволом) с фланговым расположением вентиляционных выработок

Вскрытие шахтного поля производится вертикальным стволом № 1 со стороны лежачего бока, расположенным по центру шахтного поля и дальше, вдоль падения рудного тела проходят наклонный конвейерный ствол № 2. На флангах залежи расположены вентиляционные стволы № 3 и № 4

Подготовка месторождения включает в себя проходку рудных откаточных штреков вдоль простирания залежи. В крест простирания через каждые 100 м проходят панельные орты, которые делят рудное тело на панели.

Шахтное поле делится на добычные панели длиной и шириной соответственно 100Х200 м.

Транспорт руды

Транспорт руды от очистных работ до рудоспусков осуществляется электровозами 10КР в вагонетках ВГ-2,5 и далее руда перепускается на ленточный конвейер наклонного ствола, по которому транспортируется до скипо-клетевого ствола. От очистного забоя в выемочной панели руда доставляется скреперами до откаточного штрека где перегружается в вагонетки.

Вентиляция

Проветривание рудника осуществляется по центральной схеме с всасывающим способом. Свежий воздух поступает по стволу 1, откаточным квершлагам, панельным выемочным штрекам и проветривает очистные камеры. Исходящая струя воздуха следует по вентиляционному штреку, главному вентиляционному штреку к стволу 2, по которому выбрасывается в атмосферу вентиляционной установкой

5. Расчет годовой производственной мощности рудника и срока его существования

1. Обоснование производственной мощности по горным возможностям

Производственная мощность рудника принята по условию 1200 тыс. т/год. Проверку производственной мощности произвожу исходя из годового понижения уровня выемки.

, т/год (5.1.1.)

где: — годовое понижение уровня выемки, м, зависит от горизонтальной рудной площади этажа S:

м2; (5.1.2.)

mг — горизонтальная мощность рудного тела, mг=30 м;

L — длина рудного тела по простиранию, L=2000 м;

К1 — поправочный коэффициент на угол падения рудного тела, К1=0,7;

К2 - поправочный коэффициент определяется мощностью рудного тела, К2=0,6;

К3 — поправочный коэффициент, зависящий от применяемых систем разработки, К3=0,85;

К4 - поправочный коэффициент корректирует годовое понижение выемки и зависит от числа этажей в выемке, К4=1,;

— плотность руды, т/м3;

Sг — горизонтальная площадь рудного тела;

n и р — коэффициенты соответственно потерь и разубоживания руды при ее добыче, n=15 и р=10.

млн. т/год

Определяем срок отработки участка:

, лет (5.1.3.)

где: Б- балансовые запасы руды на участке месторождения:

млн.т (5.1.4.)

H — вертикальная высота рудного тела, м;

— угол падения рудного тела, градусы;

лет. (5.1.5.)

2. Показатели интенсивности отработки месторождения

Минимальное количество промышленных запасов, которые необходимо вскрыть, чтобы обеспечить непрерывную работу рудника с заданной производственной мощностью в течение данного периода определим по следующей формуле:

т (5.2.1.)

Минимальная высота вскрываемого участка месторождения:

, м. (5.2.2.)

Принимаем hmin=69 м с высотой этажа hэ=70 м.

Число вскрываемых этажей:

этажа; (5.2.3.)

3. Общая организация работ на руднике

Число рабочих дней в году, (Тр)

305

Число рабочих дней в неделю, (Трн)

5

Число рабочих смен в сутки, (tс)

3

Продолжительность смены, (tс)

7 час

6. Выбор сечения вскрывающих выработок

Проверим сечения фланговых вентиляционных стволов по условию проветривания, т. к. по ЕПБ скорость движения вентиляционной струи не должна превышать 15, т. е:

(6.1.)

где QВ — количество воздуха необходимое для проветривания рудника;

Sсв — площадь поперечного сечения ствола в свету.

Расход воздуха для проветривания рудника в целом определим упрощённым методом по следующим факторам:

по фактору максимального количества людей, одновременно находящихся в руднике:

(6.2.)

где Кз — коэффициент запаса, Кз=1,5;

Nл — число людей одновременно находящихся в руднике:

(6.3.)

где Кн — коэффициент неравномерности выходов рабочих в смену, Кн=1,1;

Праб — производительность труда рабочего очистного забоя, 10. -из данных практики.

по расходу взрывчатых веществ (ВВ):

(6.4.)

где Iвв — газовость ВВ,

Qвв — количество одновременно взрываемого ВВ, кг:

(6.5.)

где qвв — удельный расход ВВ, qвв=2,1,

Исходя из расчёта, максимальное количество воздуха определяется по фактору выхлопных газов выделяемых самоходным оборудованием.

Проверим сечения главных вскрывающих выработок по допустимой скорости движения вентиляционной струи:

Проверим скиповой ствол по пропускной способности полезного груза.

Величина полезного груза:

, т (6.7.)

где Ач — часовая производительность рудника:

, (6.8.)

Кр — коэффициент резерва, Кр=1,3;

tп — продолжительность работы скипа в сутки, tп=17,5 час;

nп — число подъёмов в течение часа:

(6.9.)

nск — число одновременно поднимаемых скипов, nск=2;

tп — продолжительность подъёма скипа:

(6. 10.)

где Нзагр — высота загрузочной камеры, м;

Нпер.  — высота переподъёма, м.

Принимаем скип ёмкостью 9,5 м3 и грузоподъёмностью 22 т — 1СН9,5−2

Во 2-м варианте вскрытия, наклонный ствол оборудован ленточным конвейером 1ЛУ — 120 с производительностью 1200 т/ч, что полностью обеспечивает годовую производственную мощность.

Техническая характеристика ленточного конвейера:

— ширина ленты, м 1,2

— скорость ленты, м/с 2,5

— мощность двигателей, кВт 2*250

— максимальная длина, м 2300

-масса, т 185 (РГР «Выбор и проверка сечений вскрывающих выработок». Методические указания для студентов горных и смежных специальностей. Г. Г. Мелехин СПб 1998 г.)

Принятые сечения вскрывающих выработок:

1. Главный подъемный скипо-клетевой ствол: Sсв=28,3 м2, Sпр= 29,8 м2

— атлас типовых сечений стволов 1995 г.

2. Вспомогательный наклонный конвейерный и вентиляционные стволы соответственно: Sсв=18,3 м2, Sпр= 20,3 м2 и Sсв=19,6 м2, Sпр= 22,2 м2 — атлас типовых сечений стволов 1995 г.

3. Главный откаточный квершлаг: Sсв=14,05 м2, Sпр= 15,3 м2 — атлас типовых сечений горизонтальных одно- и двухпутевых выработок. Кривбаспроект. 1964 г.

7. Расчёт эксплуатационных и капитальных затрат на вскрытие месторождения

месторождение вскрытие шахтный рудник

1 Расчет капитальных затрат и затрат на приобретение основного оборудования

Расчёт капитальных затрат на вскрытие месторождения по первому и по второму вариантам приведены в таблицах 1 — 3 ниже. Так как залежь вскрывается по очередям, то затраты на вскрытие разнесены по времени. Чтобы оценить их экономическую эффективность затраты дисконтируются, то есть приводится к одному периоду времени.

Дисконтированные затраты на n-очередь вскрытия рассчитываются по формуле:

, руб. (7.1.1.)

где Сn — затраты на n-очередь вскрытия, руб.

0,08 — коэффициент дисконтирования

При расчете затрат на вторую и последующие очереди вскрытия необходимо учитывать, что стоимость ствола при углубке на 40−60% выше, чем при обычной проходке. Затраты на приобретение основного оборудования приведены в таблице.

Таблица 1. Затраты на проведение подземных выработок по 2 варианту вскрытия

название горной выработки

число выраб.

площадь сеч. выраб.

длина выработки

объём одной выработки

общий объём выработок

стоимость проходки

общая стоимость проходки

стоимость поддержания

общая стоимость поддержания

кв. м

м

куб. м

куб. м

руб. /м3

руб. /м3

руб. /п. м.

руб. /п.м.

1. Скипо-клетевой ствол

1

30,5

650

19 825

19 825

850

16 851 250

250

162 500

2. Накл. конвейерный ствол

1

19,5

650

12 675

12 675

650

8 238 750

250

162 500

3. Вентиляционный ствол.

2

22,2

605

13 431

26 862

850

22 832 700

250

151 250

4. Откаточный квершлаг

1

15,2

180

2736

2736

450

1 231 200

200

36 000

4.1 Вент. квершлаг

1

15,2

180

2736

2736

450

1 231 200

200

36 000

5.1 Вентил-й квершлаг

2

10,0

180

1800

3600

450

1 620 000

200

36 000

5.2 Вентил-й квершлаг

2

10,0

190

1900

3800

450

1 710 000

200

38 000

5.3 Вентил-й квершлаг

2

10,0

230

2300

4600

450

2 070 000

200

46 000

5.4 Вентил-й квершлаг

2

10,0

250

2500

5000

450

2 250 000

200

50 000

5.5 Вентил-й квершлаг

2

10,0

250

2500

5000

450

2 250 000

200

50 000

5.6 Вентил-й квершлаг

2

10,0

270

2700

5400

450

2 430 000

200

54 000

6. Откаточный штрек

6

10,0

2000

20 000

120 000

450

54 000 000

200

400 000

7. Вентил. штрек

6

10,0

2000

20 000

120 000

450

54 000 000

200

400 000

8. Панельный орт

11

10,0

500

5000

55 000

450

24 750 000

200

100 000

9. Капит-й рудоспуск

5

7,1

200,0

1420

7100

650

4 615 000

250

50 000

10. Околоствольный двор

у скипового. ствола

1

-

-

5000

5000

650

3 250 000

230

1 150 000

11. Околоствольные дворы

у вент. стволов

12

-

-

500

6000

650

3 900 000

230

1 380 000

ВСЕГО

207 230 100

4 302 250

Таблица 2. Затраты на проведение подземных выработок по 1 варианту вскрытия

название горной выработки

число выраб.

площадь сечения выработки

длина выработки

объём одной выработки

общий объём выработок

стоимость проходки

общая стоимость проходки

стоимость поддержания

общая стоимость поддержания

кв. м

м

куб. м

куб. м

руб. /м3

руб. /м3

руб. /п. м.

руб. /п.м.

1. Скипо-кл-вой ствол

1

30,5

950

28 975

28 975

850

24 628 750

250

237 500

2. Вентиляционный ствол.

2

22,2

905

20 091

40 182

850

34 154 700

250

226 250

3. Вент квершлаг

1

15,2

375

5700

5700

450

2 565 000

200

75 000

4.1 Откаточный квершлаг

1

15,2

375

5700

5700

450

2 565 000

200

75 000

4.2 Откаточный квершлаг

1

15,2

475

7220

7220

450

3 249 000

200

95 000

4.3 Откаточный квершлаг

1

15,2

575

8740

8740

450

3 933 000

200

115 000

4.4 Откаточный квершлаг

1

15,2

675

10 260

10 260

450

4 617 000

200

135 000

4.5 Откаточный квершлаг

1

15,2

775

11 780

11 780

450

5 301 000

200

155 000

4.6 Откаточный квершлаг

1

15,2

875

13 300

13 300

450

5 985 000

200

175 000

5.1 Вентил-й квершлаг

2

10,0

375

3750

7500

450

3 375 000

200

75 000

5.2 Вентил-й квершлаг

2

10,0

475

4750

9500

450

4 275 000

200

95 000

5.3 Вентил-й квершлаг

2

10,0

575

5750

11 500

450

5 175 000

200

115 000

5.4 Вентил-й квершлаг

2

10,0

675

6750

13 500

450

6 075 000

200

135 000

5.5 Вентил-й квершлаг

2

10,0

775

7750

15 500

450

6 975 000

200

155 000

5.6 Вентил-й квершлаг

2

10,0

875

8750

17 500

450

7 875 000

200

175 000

6. Откаточный штрек

6

10,0

2000

20 000

120 000

450

54 000 000

200

400 000

7. Вентил. штрек

6

10,0

2000

20 000

120 000

450

54 000 000

200

400 000

8. Панельный орт

11

10,0

500

5000

55 000

450

24 750 000

200

100 000

9. Капит-й рудоспуск

1

7,1

140,0

994

994

650

646 100

200

28 000

10. Окол-й двор (концентрац.)

у скипового. ствола

1

-

-

5000

5000

650

3 250 000

230

1 150 000

11. Окол-е дворы (кольцевые)

у скипового ствола

5

-

-

500

2500

650

1 625 000

230

575 000

13. Околоствольные дворы

у вент. стволов

12

-

-

500

6000

650

3 900 000

230

1 380 000

ВСЕГО

262 919 550

6 071 750

Таблица 3. Капитальные затраты на вскрытие месторождения

статьи и виды затрат

Горнопроходческие работы

Стоимость основного оборудования

Стоимость зданий и сооружений

всего

Вариант 2

руб.

руб.

руб.

руб.

Общая стоимость, руб.

207 230 100

2 059 000

25 920 000

235 209 100

Вариант 1

руб.

руб.

руб.

руб.

Общая стоимость, руб.

262 919 550

2 030 600

25 920 000

290 870 150

2 Расчёт годовых эксплуатационных расходов

В годовые эксплуатационные расходы входят расходы на: транспортировку руды, подъём руды, дробление руды, водоотлив и поддержание выработок.

— расход на подъём руды по вертикальному стволу:

(7.2. 1)

где Сп — себестоимость подъёма руды скипами по вертикальному стволу на 100 м по вертикали, Сп=0,4,.

— расход на подземную электровозную откатку рудной массы:

(7.2. 2)

где Сотк — стоимость подземной электровозной откатки, Сотк=0,7,

Lотк — средняя длина откатки, км.

— расход на подземное электромеханическое дробление, Сдр=0,4,.

(7.2. 3)

где Сдр — стоимость подземного электромеханического дробления Сдр=0,4.

-расход на поддержание выработок

(7.2. 4)

где Спод — стоимость поддержания выработок:

вертикальных Спод=250,

горизонтальных Спод=200,.

Поддержания выработок приведено в таблицах капитальных затрат, для того, чтобы показать какие выработки поддерживаются на определенных стадиях вскрытия и отработки залежи.

— расход на водоотлив по вертикальному стволу:

(7.2. 5)

где СкВт — стоимость 1 кВт электроэнергии, СкВп=0,236 руб. ;

365 — число дней в году;

24 — число часов в сутках;

Wнас — мощность электродвигателя насоса, Wнас=400 кВт.

— расход на вентиляцию рудника:

(7.2. 6)

где Wвен — мощность электродвигателя вентилятора, W= 25 кВт.

Все выше приведенные цены эксплуатационных расходов взяты из данных практики.

Результаты расчёта годовых эксплуатационных расходов приведён по первому варианту в таблице 4 и по второму варианту в таблице 5.

Таблица 4. Эксплуатационные расходы по 2 варианту вскрытия

Виды расходов

ед. изм.

Кол-во ед.

Стоимость ед., руб.

Общие расходы за год, руб.

1. Поддержание выработок:

1. На первой стадии отработки

4 302 250,0

2. Подземный транспорт руды.

т*км

8754,2

0,7

6128,0

3. Подъём руды.

т*м

7175,6

0,4

2870,2

4. Подземное дробление.

т

7175,6

0,3

2152,7

5. Водоотлив.

кВт

3 834 000

0,2

766 800

6. Вентиляция.

кВт

1 704 000

0,2

340 800

ВСЕГО:

5 421 000,9

Спр=Э+Ен*К/А = 18,60 руб. /т

Таблица 5. Эксплуатационные расходы по 1 варианту вскрытия

Виды расходов

ед. изм.

Кол-во ед.

Стоимость ед., руб.

Общие расходы за год, руб.

1. Поддержание выработок:

1.1 На первой стадии отработки

6 071 750,0

2. Подземный транспорт руды.

т*км

8754,2

0,7

6127,95 708

3. Подъём руды.

т*м

7175,6

0,4

2870,237 508

4. Подземное дробление.

т

7175,6

0,3

2152,7

5. Водоотлив.

кВт

3 834 000

0,2

766 800

6. Вентиляция.

кВт

1 704 000

0,2

340 800

ВСЕГО:

7 190 500,9

8. Расчёт приведённых затрат и выбор варианта вскрытия

Выбор варианта производится по минимуму приведённых затрат:

руб. /т (8.1.)

где Э — годовые эксплуатационные расходы, тыс. руб. ;

Ен — нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;

Кд — дисконтированные капитальные затраты по варианту вскрытия, тыс. руб;

А — производственная мощность рудника, тыс. т/год.

по первому варианту:

по второму варианту:

где Э — годовые эксплуатационные расходы, тыс. руб. ;

Ен — нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;

Кд — дисконтированные капитальные затраты по варианту вскрытия, тыс. руб. ;

А — производственная мощность рудника, тыс. т/год.

При сравнении двух вариантов, предпочтение отдаётся второй схеме вскрытия предусматривающей вскрытие залежи комбинированным способом, так как в этом случае капитальные затраты составляют К2=235 209 тыс. руб., а годовые эксплуатационные расходы — Э2=54 210тыс. руб, приведённые затраты составляют С2 =19,41 руб. /т, в то время как при первой схеме вскрытия залежи капитальные затраты составляют К1290 870 тыс. руб., а годовые эксплуатационные расходы — Э1=71 905 тыс. руб. что на 8% меньше, а приведённые затраты составляют С1=22,41 руб. /т

9. Календарный план строительства рудника

Календарный план строительства рудника построен в соответствии с производительностью проходческого оборудования. Для проходки вертикальных и крутонаклонных горных выработок используется проходческий комплекс КС — 8 со скоростью проходки до 100 м/мес. (Справочник проходчика М. И. Гелескул, А. А. Кушнарев Москва Недра 1979 г.). Для проходки горизонтальных и слабонаклонных выработок используется проходческий комплекс включающий в себя буропогрузочную машину 2ПНБ-2, конвейер ПУ50 и перегружатель, с производительностью до 250 м/мес. (Справочник проходчика М. И. Гелескул, А. А. Кушнарев Москва Недра 1979 г.).

При составлении календарного плана строительства рудника учтена последовательность ведения проходческих работ, а также параллельность их ведения при проходке подготовительных выработок.

Исходя из календарного плана можно сделать вывод, что при 1 варианте срок строительства рудника составляет 64 месяца. При 2 варианте месторождения срок строительства рудника составляет 6 месяцев.

Библиографический список

1. «Вскрытие и подготовка рудных месторождений» (программа и методическое указания по курсовому проектированию для студентов специализации 90 202). Санкт-Петербургский горный институт. / Сост. Г. Г. Милехин. СПб, 1996.

2. М. И. Агошков, С. С. Борисов, В. А. Боярский «Разработка рудных и нерудных месторождений «. Недра, 1983.

3. Отчет по производственной практике

4. В. Р. Именитов «Технология механизация и организация производственных процессов при подземной разработке рудных месторождений», Недра, 1973.

5. А. О. Баранов «Проектирование технологических схем и процессов подземной добычи руд» Справочное пособие. Недра, 1993.

6. Справочник горнопроходчика. / М. И. Гелескул, А. А. Кушнарев, Недра, 1979.

7. ЕПБ при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. Недра, 1977.

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой