Размещено на http://www.allbest.ru/

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.)

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: 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 h_min=69 м с высотой этажа h_э=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 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 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 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

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	19825	19825	850	16851250	250	162500
2.Накл.конвейерный ствол	1	19,5	650	12675	12675	650	8238750	250	162500
3. Вентиляционный ствол.	2	22,2	605	13431	26862	850	22832700	250	151250
4. Откаточный квершлаг	1	15,2	180	2736	2736	450	1231200	200	36000
4.1 Вент. квершлаг	1	15,2	180	2736	2736	450	1231200	200	36000
5.1 Вентил-й квершлаг	2	10,0	180	1800	3600	450	1620000	200	36000
5.2 Вентил-й квершлаг	2	10,0	190	1900	3800	450	1710000	200	38000
5.3 Вентил-й квершлаг	2	10,0	230	2300	4600	450	2070000	200	46000
5.4 Вентил-й квершлаг	2	10,0	250	2500	5000	450	2250000	200	50000
5.5 Вентил-й квершлаг	2	10,0	250	2500	5000	450	2250000	200	50000
5.6 Вентил-й квершлаг	2	10,0	270	2700	5400	450	2430000	200	54000
6. Откаточный штрек	6	10,0	2000	20000	120000	450	54000000	200	400000
7. Вентил. штрек	6	10,0	2000	20000	120000	450	54000000	200	400000
8. Панельный орт	11	10,0	500	5000	55000	450	24750000	200	100000
9. Капит-й рудоспуск	5	7,1	200,0	1420	7100	650	4615000	250	50000
10. Околоствольный двор
у скипового. ствола	1	-	-	5000	5000	650	3250000	230	1150000
11. Околоствольные дворы
у вент. стволов	12	-	-	500	6000	650	3900000	230	1380000
ВСЕГО							207230100		4302250

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	28975	28975	850	24628750	250	237500
2. Вентиляционный ствол.	2	22,2	905	20091	40182	850	34154700	250	226250
3. Вент квершлаг	1	15,2	375	5700	5700	450	2565000	200	75000
4.1 Откаточный квершлаг	1	15,2	375	5700	5700	450	2565000	200	75000
4.2 Откаточный квершлаг	1	15,2	475	7220	7220	450	3249000	200	95000
4.3 Откаточный квершлаг	1	15,2	575	8740	8740	450	3933000	200	115000
4.4 Откаточный квершлаг	1	15,2	675	10260	10260	450	4617000	200	135000
4.5 Откаточный квершлаг	1	15,2	775	11780	11780	450	5301000	200	155000
4.6 Откаточный квершлаг	1	15,2	875	13300	13300	450	5985000	200	175000
5.1 Вентил-й квершлаг	2	10,0	375	3750	7500	450	3375000	200	75000
5.2 Вентил-й квершлаг	2	10,0	475	4750	9500	450	4275000	200	95000
5.3 Вентил-й квершлаг	2	10,0	575	5750	11500	450	5175000	200	115000
5.4 Вентил-й квершлаг	2	10,0	675	6750	13500	450	6075000	200	135000
5.5 Вентил-й квершлаг	2	10,0	775	7750	15500	450	6975000	200	155000
5.6 Вентил-й квершлаг	2	10,0	875	8750	17500	450	7875000	200	175000
6. Откаточный штрек	6	10,0	2000	20000	120000	450	54000000	200	400000
7. Вентил. штрек	6	10,0	2000	20000	120000	450	54000000	200	400000
8. Панельный орт	11	10,0	500	5000	55000	450	24750000	200	100000
9. Капит-й рудоспуск	1	7,1	140,0	994	994	650	646100	200	28000
10. Окол-й двор(концентрац.)
у скипового. ствола	1	-	-	5000	5000	650	3250000	230	1150000
11. Окол-е дворы (кольцевые)
у скипового ствола	5	-	-	500	2500	650	1625000	230	575000
13. Околоствольные дворы
у вент. стволов	12	-	-	500	6000	650	3900000	230	1380000
ВСЕГО							262919550		6071750

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.	207230100	2059000	25920000	235209100
Вариант 1	руб.	руб.	руб.	руб.
Общая стоимость, руб.	262919550	2030600	25920000	290870150

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

Виды расходов	ед. изм.	Кол-во ед.	Стоимость ед., руб.	Общие расходы за год, руб.
1. Поддержание выработок :
1. На первой стадии отработки				4302250,0
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	3834000	0,2	766800
6. Вентиляция.	кВт	1704000	0,2	340800
ВСЕГО :				5421000,9

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				6071750,0
2. Подземный транспорт руды.	т*км	8754,2	0,7	6127,95708
3. Подъём руды.	т*м	7175,6	0,4	2870,237508
4. Подземное дробление.	т	7175,6	0,3	2152,7
5. Водоотлив.	кВт	3834000	0,2	766800
6. Вентиляция.	кВт	1704000	0,2	340800
ВСЕГО :				7190500,9

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.;

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=235209тыс.руб., а годовые эксплуатационные расходы - Э₂=54210тыс.руб, приведённые затраты составляют С₂ =19,41 руб./т, в то время как при первой схеме вскрытия залежи капитальные затраты составляют К₁290870 тыс.руб., а годовые эксплуатационные расходы - Э₁=71905 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 090202). 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.

Размещено на Allbest.ru