Вскрытие рудного месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

20

Оглавление

Исходные данные

Выбор способа вскрытия

Определение производственной мощности рудника

Срок существования рудника

Требования к схеме вскрытия

Выбор сечений вскрывающих выработок

Расчет вентиляции и скорости движения воздуха

Расчет капитальных затрат на строительство рудника

Расчет приведенных затрат и выбор варианта вскрытия

Вывод

Исходные данные

Параметры	Единицы измерения	Значение
Мощность рудного тела	м	30
Угол падения	градусов	60
Глубина залегания рудного тела от поверхности	м	250
Проектная глубина отработки	м	490
Длина по простиранию	м	1100
Плотность руды	т/мі	3,0
Крепость руды и пород проф. Протодьяконова		12

Выбор способа вскрытия

Выбор способа вскрытия месторождения (шахтного поля) сводится к определению типа, числа, места заложения, формы и площади поперечного сечения, вскрывающих выработок в зависимости от горно-геологических условий разработки месторождения, уровня развития техники и технико-экономических показателей. При проектировании горнорудных предприятий способ вскрытия месторождения выбирают методом вариантов на основе технико-экономического сравнения. Наиболее экономичным вариантом вскрытия считается тот, при котором удельные суммарные приведённые затраты будут минимальными.

Так как способ вскрытия в значительной мере зависит от производственной мощности рудника, то предварительно она должна быть определена. Таким образом, общая схема расчётов при выборе варианта вскрытия месторождения следующая:

1. Определяется (или проверяется) производственная мощность рудника;

2. Намечаются возможные варианты вскрытия и из них отбираются 2 (или 3) наиболее целесообразные;

3. Производится конструктивная проработка намеченных вариантов вскрытия, то есть по каждому варианту делается минимум два разреза (обычно вкрест простирания месторождения и план откаточного горизонта) с изображением на них всех вскрывающих выработок;

4. Выбираются и проверяются сечения всех вскрывающих выработок;

5. Рассчитываются капитальные затраты по каждому варианту вскрытия;

6. Если вскрытие по какому-либо варианту производится в 2 и более этапов, то капитальные затраты второго и последующих этапов дисконтируются;

7. По каждому варианту рассчитываются эксплуатационные (годовые) расходы;

8. Рассчитываются приведенные затраты и выбирается вариант с наименьшими затратами.

Определение производственной мощности рудника

Для рудных тел с углом падения более 30⁰ годовая производительность рудника по горным возможностям А определяется по формуле

, т/год,

где v - среднее годовое понижение уровня выемки, м;

К₁, К₂, К₃ и К₄ - поправочные коэффициенты к величине годового понижения в соответствии с углом падения, мощностью рудных залежей, применяемыми системами разработки и числом этажей, находящихся одновременно в работе;

S_г - средняя горизонтальная рудная площадь этажа, м²;

g - плотность руды, т/м³;

п и р - коэффициенты соответственно потерь и разубоживания руды при её добыче.

Годовое понижение уровня выемки v зависит от горизонтальной рудной площади этажа

,

где L_шп - длина шахтного поля по простиранию, м;

m_г - горизонтальная мощность рудного тела, м;

m - нормальная мощность рудного тела, м;

a - угол падения рудного тела, град. и определяется следующим образом:

при S = более 25 тыс. м², v = 15 м/год.

Поправочный коэффициент К₁ определяется в зависимости от угла падения рудного тела a : при a =60°, К₁ = 1.

Поправочный коэффициент К₂ определяется в зависимости от мощности рудного тела: при m = >25, К₂ =0.6.

В зависимости от применяемых систем разработки поправочный коэффициент К₃ и ориентировочные показатели потерь и разубоживания имеют следующие значения:

Система разработки	К3	П, доли ед.	Р, доли ед.
С этажным обрушением	1,0	0,1 - 0,15	0,15 - 0,2

Поправочный коэффициент К₄ определяется числом этажей N_э, находящихся в одновременной отработке и имеет следующие значения:

при N = 1, К₄ = 1.

Производительность рудника:

A=15*1*0.6*1*1*38105*3*(1-0.1)/(1-0.15) = 787058 т/год = 0.8 млн.т/год

В балансовые запасы включаются промышленные запасы, которые подлежат извлечению, и общерудничные или проектные потери. Величина промышленных запасов зависит от размеров месторождения и может быть рассчитана по формуле для наклонных и крутопадающих месторождений:

т = 28,6 млн.т

Экономически целесообразная годовая производительность может быть примерно рассчитана по эмпирической формуле:

А = К_р Б_з^0,765 = 0,075*28,6^0,765 = 0,975 млн. т/год

где К_{р -} коэффициент условий разработки,

Б_з - балансовые запасы, млн. т.

Срок существования рудника

При известной расчетной годовой производительности рудника срок его существования (без учёта на развитие и затухание горных работ) составляет:

Т = год,

где Б_з - балансовые запасы, т,

А - годовая производительность рудника, т.

Требования к схеме вскрытия

Минимальное число выходов в зависимости от расстояния между горизонтами и протяжённости рудного тела:

Расстояния между штольнями, горизонтами по вертикали, м	Протяжённость рудного тела в пределах шахтного поля, м	Выходы (минимальное число)
более 70	более 1000	два ствола, оборудованные механическими подъёмами

Расчет угла сдвижения:

b₁ = 35⁰ + 3,4^0. f =35° + 3,4°^. 12=75.8,

где f - крепость пород = 12.

Размеры предохранительных берм

Категория охраны	Характеристика объекта охраны	Ширина бермы, м
I	Сооружения основного подъёмного комплекса (стволы, копры, здания подъёмных машин), основные вентиляционные шахтные стволы, слепые шахты, магистральные железные дороги, здания в 4 этажа и выше, русла больших рек и т.п.	20
II	Вспомогательные стволы шахт с копрами и подъёмными машинами, капитальные рудоспуски, квершлаги, штольни, штреки, бытовые комбинаты, жилые и общественные здания в 2-3 этажа и т.п.	10
III	Борта действующих карьеров, сады, парки, шоссейные дороги, одноэтажные здания, подъездные рудничные железнодорожные пути и т.п.	5

При определении числа основных вскрывающих выработок учитываются схема расположения их относительно месторождения, а также все функции, выполнение которых должна обеспечивать схема вскрытия (подъём руды и породы, спуск-подъём людей и оборудования, спуск материалов, закладки, подача энергии, проветривание рудника, водоотлив, наличие и оборудование запасных выходов и т.п.). При этом необходимо учитывать, что должно быть определённое количество клетевых подъёмных установок для выполнения вспомогательных операций.

Годовая производительность рудника, млн.т	1,0-3,0
Количество клетевых подъёмов	2

Выбор сечений вскрывающих выработок

Размеры и форма сечений вскрывающих выработок помимо обеспечения их устойчивости должны соответствовать правилам безопасности и условиям вентиляции, а также позволять выполнять возложенные на них функции вскрытия.

Расчет объема вагонеток:

g₀ = A_ч / n_n = 205/190 =1,1 т,

где А_ч - часовая производительность рудника, т/ч;

А_ч = =, т/ч,

где, К_р - коэффициент резерва производительности клетевого подъёма по выдаче горной массы: при наличии вспомогательного подъёма К_р=1,3, при отсутствии такового К_р=1,4;

А - производственная мощность рудника, т/год;

А_п - количество пустой породы, выдаваемой на поверхность за год, обычно 10-20% от производственной мощности рудника, т/год;

Т_р - число рабочих дней в году (305 дней);

t_п - продолжительность работы подъёма в течение суток, принимается в соответствии с суточной продолжительностью добычных смен, но не более 18 ч;

п_п - число подъёмов клетей в течение часа:

шт.,

где п_в - число вагонеток (пустых и гружёных) в одновременном движении по стволу, зависит от числа клетей и количества этажей в них;

t_п - продолжительность одного подъёма:

с,

Н_п - общая высота подъёма, м:

Н_п = Н_раз + h_п, Н_раз - глубина разработки, м;

h_п - высота переподъёма вагонеток на поверхности (обычно около 10 м), м;

q - пауза на обмен вагонеток в клетях, c.

Длина клети, м	4,5
Пауза, сек.	30

Объем вагонетки:

, м³,

где k_р - коэффициент разрыхления руды (обычно около 1,5);

g_р - плотность руды в массиве, т/м³;

и на основании этого принимается ближайшая (по ёмкости больше) стандартная вагонетка.

Параметры шахтных вагонеток

Марка вагонетки	Ёмкость кузова, м3	Ширина колеи, мм	Ширина, мм	Высота, мм	Длина, мм	Масса, кг
УВГ-0,7	0,7	600	850	1220	1250	488

Расчет объема скипов:

g₀ = A_ч / n_n = 205/209 =1 т,

А_ч = т/ч,

с

шт.

м³

Расчет сечения выработок:

Высота свода для штанговой и комбинированной крепи при f > 9 равна

Высота выработки от почвы до верхней точки:

h_в = h + h₀ =1.35+0.75 =2.1 м,

где h - высота вертикальной стенки выработки от почвы её, м.

Толщина слоя набрызгбетона:

при комбинированной крепи (при f і 4)….. t = 20 - 30 мм.

Проектная ширина выработки в проходке:

B₁ = B + 2t = 3 + 2*20=3.04м

Проектная высота выработки в проходке:

H = h_в +d₀ = 2,1м+0,003м=2,103м,

где d₀ - расчётная толщина свода.

Радиус осевой дуги свода:

при ....... R = 0,905,

R = 0,905*3м=2,715м

Радиус боковой дуги свода:

при ..... r = 0,173B,

r = 0,173*3м =0,519м

Площадь поперечного сечения выработки в свету:

при ....

S_св=B(h₄+0,196B)=3м(1,35м+0,196*3м)=5,8м

Проектная площадь сечения выработки в проходке:

при набрызгбетонной и комбинированной крепях:

при ....

S_пр=B₁(h+0,196B₁) =3,04м(1,35м+0,196*3,04м)=5,9м

Расчет вентиляции и скорости движения воздуха

Расчет вентиляции:

По максимальному числу людей, одновременно находящихся в руднике:

Q_л = 6 п_л К_з = 6*84*1,3= 655м³/мин

где 6 - норма расхода воздуха на одного человека, м³/мин;

п_л - максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике,

чел.

К_н - коэффициент неравномерности выхода трудящихся в смену,

К_н = 1,05 - 1,10;

Т_р - число рабочих дней в году (305);

t_см - число рабочих смен в сутки;

П_р - производительность подземного рабочего, т/см (ориентировочно 5-10 т/см);

К_з - коэффициент запаса, К_з = 1,3 - 1,65.

По расходу ВВ:

м³/мин,

где J_ВВ - газовость ВВ, в пересчёте на условную окись углерода

J_ВВ = 0,04 м³/кг;

Q_ВВ - масса одновременно взрываемого ВВ, кг;

t_п - продолжительность проветривания после взрыва (обычно не свыше 30 мин).

кг,

где А_см - сменная производительность рудника, т/см:

т/см,

п_д - число добычных смен в сутки;

q_I - удельный расход ВВ на отбойку, кг/м³, зависит от многих факторов (крепости руды, типа ВВ, кондиционного размера куска руды, допустимого выхода негабарита и т.п.); ориентировочно:

Крепость руды, f	10-14
Удельный расход, кг/м3	1,0

 кг,

где q_II - удельный расход ВВ на вторичное дробление, кг/т;

учитывается при скважинной отбойке и зависит от крепости руды и выхода негабарита, ориентировочно:

Крепость руды f	12-16
Расход ВВ, кг/м3	0,19

- среднесменное количество горной массы, отбиваемой при проходке выработок, м³:

м³/см,

q_в - удельный расход ВВ при проходке выработок, кг/м³, зависит от крепости руды, типа ВВ, площади забоя; ориентировочно при площади забоя 10-12 м²:

Крепость руды f	10.12.11
Расход ВВ, кг/м3	2,5

По пылевыделению при производственной мощности свыше 900 тыс.т:

Q_п = 195*1,4=273 м³/мин,

где А - производственная мощность рудника, млн. т/год.

По разбавлению до санитарных норм выхлопных газов, выделяемых машинами с двигателями внутреннего сгорания:

Q_м = 6,8 W_м N_м, м³/мин,

при 15 работающих ПДМ с мощностью двигателя 100кВт

Q_м = 6,8*100кВт*15= 10200 м³/мин,

где 6,8 - нормативное количество воздуха на 1 кВт мощности двигателя, м³/мин;

W_м - мощность двигателя, кВт;

N_м - число машин с двигателями внутреннего сгорания, шт.

Расчет скорости движения воздуха:

м/c,

где Q_в - количество воздуха, проходящее через выработку, м³/мин;

S_вент - вентиляционное сечение выработки, м² (у стволов с ходовыми отделениями ориентировочно около 80% от сечения в свету, в остальных выработках - по сечению в свету за вычетом площади сечения балласта, дорожного покрытия, тротуаров и т.п.).

Расчет капитальных затрат на строительство рудника

Смета общих затрат на проведение подземных горных выработок

Название горной выработки	Число выработок	Площадь сечения выработки, м2	Длина выработки, м	Объём одной выработки, м3	Общий объём выработок, м3	Стоимость проходки, руб./м3	Общая стоимость, тыс. руб.
1. Главный ствол + вспомогательный	2	22	280	6160	12320	90	924
2. Вентиляционныйствол Квершлаги Штреки Орты Камеры Рудоспуски и др. выработки	1 6 6 40 10 7	15 6 6 6 30 10	280 300 200 40 20 70	4200 1800 1200 240 600 700	4200 10800 7200 9600 6000 4900	100 35 35 35 115 30	420 378 252 336 690 147

Расчет объемов околоствольных дворов:

- у главных вертикальных стволов

м³,

- у наклонных конвейерных стволов

, м³,

где А - производственная мощность рудника, т/год;

- у вентиляционных стволов

V_ОД = (100 ч 200). А_э, млн.т,

где А_э - годовая производительность этажа, млн.т.

Т = 0,078 млн.т

Капитальные затраты на вскрытие месторождения

Статьи и виды затрат	Количество, шт.	Стоимость единицы, тыс. руб.	Общая стоимость, тыс. руб.
I. Горнопроходческие работы(выработки)	70	В таблице выше	3147
II. Стоимость основного оборудования	2 x Скиповое, клетевое подъемн. оборуд. Быткомбинат	300,2*300,600	1500
III. Стоимость зданий и сооружений	Копер, Здание подъемных машин, Надшахтное здание, 2xБункера + Эстакады.	100,120,44,2*250	764
Всего			5411

Расчет приведенных затрат и выбор варианта вскрытия

вскрытие месторождение рудник выработка

Эксплуатационные расходы на вентиляцию (а также и на водоотлив):

Э_{вент/водоотл} = с_кВт. 355. 24. W_вент, руб.

Вентиляция:

Э_вент = 0.14руб^. 355. 24. 2*1200 кВт =2862720 руб.

2 x ВЦД-31,5М мощностью 1200 кВт; 28,2тыс. руб.

Водоотлив:

Э_{водоотл} = 0,14руб. 355. 24. 17кВт= 20277.6 руб.

3 x ЦНС-60 мощностью 17кВт; 0,5тыс. руб.,

где с_кВт - стоимость одного кВт;

355 - число календарных дней в году;

24 - продолжительность суток, ч;

W_вент - мощность электродвигателя вентилятора, кВт/ч.

Годовые эксплуатационные расходы

Виды расходов	Ед. изм. м	Кол-во ед.	Стоимость ед., руб.	Общие расходы за год, тыс. руб.
1. Поддержание выработок: - вертикальных стволов; - наклонного ствола; - квершлагов; - главных штреков и т.п. -ортов	840м 5290м	3 6 23 40	25 20	21,00 105,800
2. Подземный транспорт руды	т км	300000	0,07	21,00
3. Подъём руды	т	800000	0,06+0,06	96,00
4. Подземное дробление	т	200000	0,04	8,00
5. Водоотлив	кВт	3*17кВт	0,014	0,260
6. Вентиляция и др.	кВт	2*1200кВт	0,014	12,264
Всего				264,324

Расчет дисконтирование и общекапитальных затрат:

руб.,

где К_п - капитальные затраты п -го этапа ввода в эксплуатацию месторождения, руб.;

Е_д - коэффициент дисконтирования (Е_д = 0,08);

t_п - продолжительность отработки предыдущих очередей месторождения, лет:

15 лет

Б_п-1 - балансовые запасы предыдущих очередей вскрытия месторождения, т;

А - производственная мощность рудника, т/год;

п и р - соответственно коэффициенты потерь и разубоживания, ед.

Общие капитальные затраты:

К_дI = К₁ + К_д2 + К_д3 +.^.. + К_дп,

К_дI = 1705934 руб.

Если вскрытие месторождения осуществляется в один этап, то дисконтирование капитальных затрат не производится и принимается К_дI = K₁.

Итоговый коэффициент проектных работ для данного варианта вскрытия:

руб./т,

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

Е_н - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений (для горнорудной промышленности Е_н = 0,15);

К_д - дисконтированные капитальные затраты по варианту вскрытия, тыс. руб.;

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

Вывод

При вскрытии данного крутопадающего месторождения эффективно вскрытие с помощью центрально сближенных вертикальных стволов со скиппово-клетевым подъемом руды и разбиением рудного тела на этажи, данный способ обеспечивает оптимальную производительность и минимальные капитальные затраты.

Размещено на Allbest.ru