отчет. Оглавление Исходные данные Выбор способа вскрытия Определение производственной мощности рудника Срок существования рудника Требования к схеме вскрытия Выбор
 Скачать 131.73 Kb.
|
|
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
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: . Определяется (или проверяется) производственная мощность рудника; . Намечаются возможные варианты вскрытия и из них отбираются 2 (или 3) наиболее целесообразные; . 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; . Выбираются и проверяются сечения всех вскрывающих выработок; . Рассчитываются капитальные затраты по каждому варианту вскрытия; . Если вскрытие по какому-либо варианту производится в 2 и более этапов, то капитальные затраты второго и последующих этапов дисконтируются; . По каждому варианту рассчитываются эксплуатационные (годовые) расходы; . 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; Sг - 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 Lшп - длина шахтного поля по простиранию, м; mг - 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:
Поправочный коэффициент К4 определяется числом этажей Nэ, 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.тЭкономически целесообразная годовая производительность может быть примерно рассчитана по эмпирической формуле: А = Кр Бз0,765 = 0,075*28,60,765 = 0,975 млн. т/год где Кр - коэффициент условий разработки, Бз - 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 Бз - 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:
Расчет угла сдвижения: b1 = 350 + 3,40. f =35° + 3,4°. 12=75.8, где f - крепость пород = 12. Размеры предохранительных берм
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.
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: 0 = Aч / nn = 205/190 =1,1 т, где Ач - часовая производительность рудника, т/ч; Ач =  = , т/ч,где, Кр - коэффициент резерва производительности клетевого подъёма по выдаче горной массы: при наличии вспомогательного подъёма Кр=1,3, при отсутствии такового Кр=1,4; А - производственная мощность рудника, т/год; Ап - количество пустой породы, выдаваемой на поверхность за год, обычно 10-20% от производственной мощности рудника, т/год; Тр - число рабочих дней в году (305 дней); tп - продолжительность работы подъёма в течение суток, принимается в соответствии с суточной продолжительностью добычных смен, но не более 18 ч; пп - число подъёмов клетей в течение часа:   шт.,где пв - число вагонеток (пустых и гружёных) в одновременном движении по стволу, зависит от числа клетей и количества этажей в них; tп - продолжительность одного подъёма:   с,Нп - общая высота подъёма, м: Нп = Нраз + hп, Нраз - глубина разработки, м; hп - высота переподъёма вагонеток на поверхности (обычно около 10 м), м; q - пауза на обмен вагонеток в клетях, c.
Объем вагонетки:   , м3,где kр - коэффициент разрыхления руды (обычно около 1,5); gр - плотность руды в массиве, т/м3; и на основании этого принимается ближайшая (по ёмкости больше) стандартная вагонетка. Параметры шахтных вагонеток
Расчет объема скипов: g0 = Aч / nn = 205/209 =1 т, Ач = т/ч, с шт. м3Расчет сечения выработок: Высота свода для штанговой и комбинированной крепи при f > 9 равна   Высота выработки от почвы до верхней точки: 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: 1 = B + 2t = 3 + 2*20=3.04м Проектная высота выработки в проходке: = hв +d0 = 2,1м+0,003м=2,103м, где d0 - расчётная толщина свода. Радиус осевой дуги свода: при ....... R = 0,905,= 0,905*3м=2,715мРадиус боковой дуги свода: при ..... r = 0,173B,= 0,173*3м =0,519мПлощадь поперечного сечения выработки в свету: при ....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 ....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: Qл = 6 пл Кз = 6*84*1,3= 655м3/мин где 6 - норма расхода воздуха на одного человека, м3/мин; пл - максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике,   чел.Кн - коэффициент неравномерности выхода трудящихся в смену, Кн = 1,05 - 1,10; Тр - число рабочих дней в году (305); tсм - число рабочих смен в сутки; Пр - производительность подземного рабочего, т/см (ориентировочно 5-10 т/см); Кз - коэффициент запаса, Кз = 1,3 - 1,65. По расходу ВВ:   м3/мин,где JВВ - газовость ВВ, в пересчёте на условную окись углерода JВВ = 0,04 м3/кг; QВВ - масса одновременно взрываемого ВВ, кг; tп - продолжительность проветривания после взрыва (обычно не свыше 30 мин).   кг,где Асм - сменная производительность рудника, т/см:   т/см,пд - число добычных смен в сутки; qI - 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:
  кг,где qII - удельный расход ВВ на вторичное дробление, кг/т; учитывается при скважинной отбойке и зависит от крепости руды и выхода негабарита, ориентировочно:
 - среднесменное количество горной массы, отбиваемой при проходке выработок, м3:  м3/см,в - удельный расход ВВ при проходке выработок, кг/м3, зависит от крепости руды, типа ВВ, площади забоя; ориентировочно при площади забоя 10-12 м2:
По пылевыделению при производственной мощности свыше 900 тыс.т: Qп = 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: м = 6,8 Wм Nм, м3/мин, при 15 работающих ПДМ с мощностью двигателя 100кВтм = 6,8*100кВт*15= 10200 м3/мин, где 6,8 - нормативное количество воздуха на 1 кВт мощности двигателя, м3/мин; Wм - мощность двигателя, кВт; Nм - число машин с двигателями внутреннего сгорания, шт. Расчет скорости движения воздуха:   м/c,где Qв - количество воздуха, проходящее через выработку, м3/мин; Sвент - 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
Расчет объемов околоствольных дворов: - у главных вертикальных стволов   м3,у наклонных конвейерных стволов  ,  м3,где А - производственная мощность рудника, т/год; - у вентиляционных стволов ОД = (100 ÷ 200). Аэ,  млн.т,где Аэ - годовая производительность этажа, млн.т.   Т = 0,078 млн.тКапитальные затраты на вскрытие месторождения
Расчет приведенных затрат и выбор варианта вскрытия вскрытие месторождение рудник выработка Эксплуатационные расходы на вентиляцию (а также и на водоотлив): Эвент/водоотл = скВт. 355.24.Wвент, руб. Вентиляция: Эвент = 0.14руб. 355.24.2*1200 кВт =2862720 руб. 2 x ВЦД-31,5М мощностью 1200 кВт; 28,2тыс. руб. Водоотлив: Эводоотл = 0,14руб. 355.24.17кВт= 20277.6 руб. x ЦНС-60 мощностью 17кВт; 0,5тыс. руб., где скВт - стоимость одного кВт; - число календарных дней в году; - продолжительность суток, ч; Wвент - мощность электродвигателя вентилятора, кВт/ч. Годовые эксплуатационные расходы
Расчет дисконтирование и общекапитальных затрат:   руб.,где Кп - капитальные затраты п -го этапа ввода в эксплуатацию месторождения, руб.; Ед - коэффициент дисконтирования (Ед = 0,08); tп - продолжительность отработки предыдущих очередей месторождения, лет:   15 летБп-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: КдI = К1 + Кд2 + Кд3 +... + Кдп, КдI = 1705934 руб. Если вскрытие месторождения осуществляется в один этап, то дисконтирование капитальных затрат не производится и принимается КдI = K1. Итоговый коэффициент проектных работ для данного варианта вскрытия:   руб./т,где Э - годовые эксплуатационные расходы, тыс. руб.; Ен - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений (для горнорудной промышленности Ен = 0,15); Кд - 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.  |