Главная страница
Навигация по странице:

  • 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

  • отчет. Оглавление Исходные данные Выбор способа вскрытия Определение производственной мощности рудника Срок существования рудника Требования к схеме вскрытия Выбор


    Скачать 131.73 Kb.
    НазваниеОглавление Исходные данные Выбор способа вскрытия Определение производственной мощности рудника Срок существования рудника Требования к схеме вскрытия Выбор
    Анкоротчет
    Дата06.03.2023
    Размер131.73 Kb.
    Формат файлаdocx
    Имя файла1.docx
    ТипДокументы
    #971364

    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/м³

    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:

    . 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:


    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 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.т
    Экономически 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:


    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 + 3,40. 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:

    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.


    Длина клети, м

    4,5

    Пауза, сек.

    30


    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


    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 = Aч / nn = 205/209 =1 т,

    Ач = 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:

    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=2,715м

    Радиус боковой дуги свода:

    при ..... r = 0,173B,= 0,173*3м =0,519м

    Площадь 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:


    Крепость руды, f

    10-14

    Удельный расход, кг/м3

    1,0


    кг,
    где qII - 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,

    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:

    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

    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

    ОД = (100 ÷ 200). Аэ, млн.т,
    где Аэ - 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):
    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

    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 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 лет
    Бп-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.


    написать администратору сайта