Вскрытие и подготовка месторождения подземным способом

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.)

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

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

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

К_{2 -} поправочный коэффициент определяется мощностью рудного тела, К₂=0,6;

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

К_{4 -} поправочный коэффициент корректирует годовое понижение выемки и зависит от числа этажей в выемке, К₄=1,;

— плотность руды, т/м³;

S_г — 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: Ббалансовые 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 h_min=69 м с высотой этажа h_э=70 м.

Число вскрываемых этажей:

этажа; (5.2.3.)

3. Общая организация работ на руднике

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 Q_В — количество воздуха необходимое для проветривания рудника;

S_св — 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 К_з — коэффициент запаса, К_з=1,5;

N_л — число людей одновременно находящихся в руднике:

(6.3.)

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

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

по расходу взрывчатых веществ (ВВ):

(6.4.)

где I_вв — газовость ВВ,

Q_вв — количество одновременно взрываемого ВВ, кг:

(6.5.)

где q_вв — удельный расход ВВ, q_вв=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 А_ч — часовая производительность рудника:

(6.8.)

К_р — коэффициент резерва, К_р=1,3;

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

n_п — число подъёмов в течение часа:

(6.9.)

n_ск — число одновременно поднимаемых скипов, n_ск=2;

t_п — продолжительность подъёма скипа:

(6.10.)

где Н_загр — высота загрузочной камеры, м;

Н_пер. — 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: S_св=28,3 м², S_пр= 29,8 м²

— атлас типовых сечений стволов 1995 г.

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

3. Главный откаточный квершлаг: S_св=14,05 м², S_пр= 15,3 м² — атлас типовых сечений горизонтальных однои 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 С_n — 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

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

Таблица 3. Капитальные затраты на вскрытие месторождения

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

— расход на подземную электровозную откатку рудной массы:

(7.2.2)

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

L_отк — средняя длина откатки, км.

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

(7.2.3)

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

— расход на поддержание выработок

(7.2.4)

где С_под — стоимость поддержания выработок:

вертикальных С_под=250,

горизонтальных С_под=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 С_кВт — стоимость 1 кВт электроэнергии, С_кВп=0,236 руб.;

365 — число дней в году;

24 — число часов в сутках;

W_нас — мощность электродвигателя насоса, W_нас=400 кВт.

— расход на вентиляцию рудника:

(7.2.6)

где W_вен — 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

Спр=Э+Ен*К/А = 18,60 руб./т Таблица 5. Эксплуатационные расходы по 1 варианту вскрытия

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.;

Е_н — нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;

К_д — 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.;

Е_н — нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;

К_д — 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.