Курсовой проект по вскрытию и подготовке месторождений полезных ископаемых

вариант1 №29.cdw

Скипо-клетевой ствол Sсв=38
Вспомогательный ствол ствол Sсв=28
Вентиляционный ствол Sсв=19
- Клетьевой околоствольный двор
- Обгонная выработка
- Скиповой околоствольный двор
- Водосборник с отстойником
- Камера обеспыливающей установки
- Камера хранения проб руды
- Обгонные выработки
- Вспомогательный ствол
Откаточный квершлаг Sсв=16
Вентиляционный квершлаг Sсв=13
Кольцевой околоствольный двор

вскрытие вариант № 29.docx

Министерство образования и науки Российской Федерации
Федеральное агентство по образованию
Государственное образовательное учреждение
Высшего профессионального образования
Магнитогорский государственный технический университет
Подземной разработки месторождений полезных ископаемых
Пояснительная записка к курсовому проекту
по дисциплине: Вскрытие и подготовка рудных месторождений полезных ископаемых
Исходные данные для проектирования 4
Основные параметры рудника
1. Определение границ между открытыми и подземными работами..5
2. Подсчет промышленных запасов руды . .6
3. Производственная мощность и срок существования рудника . 6
4. Проектные решения по высоте этажа системам разработки типу
подземного транспорта делению горизонтов на основные и
вспомогательные . .7
Обоснование вариантов вскрытия
1. Выбор вариантов вскрытия месторождения 9
2. Обоснование типа числа и назначения вскрывающих выработок и схемы их расположения .. 9
3. Выбор оборудования подъема околоствольных дворов подземных
дробильных комплексов поверхностного транспорта 11
Технико-экономическая оценка вариантов вскрытия
1. Расчет объемов горно-капитальных строительно-монтажных работ по вариантам . .. 13
2.Календарный план строительства рудника . 14
3. Расчет капитальных и годовых эксплуатационных затрат . .15
4. Экономическое сравнение и выбор способа вскрытия 20
Библиографический список . 29
В связи с растущими потребностями народного хозяйства в полезных ископаемых перед горнорудной промышленностью поставлены задачи по развитию добычи и техническому перевооружению рудников. Во всех отраслях горнодобывающей промышленности научно-технический прогресс должен быть нацелен на радикальное улучшение использования природных ресурсов сырья материалов топлива и энергии на всех стадиях – от добычи и комплексной переработки сырья до выпуска и использования конечной продукции. Необходимо ускорять темпы снижения материалоемкости металлоемкости и энергоемкости.
В цветной металлургии предусматривается опережающими темпами развивать рудную базу алюминиевую вольфрамомолибденовую золото – и
алмазодобывающую редко метальную и оловянную промышленность более комплексно использовать рудное сырьё.
Проектирование строительства новых и реконструкция действующих подземных рудников требует очень больших затрат средств и труда проектировщиков чрезвычайная сложность рудных месторождений и структуры рудников длительный срок их работы обуславливают повышенную вероятность возможных ошибок проектирования. В силу того что подземный способ весьма трудоемок и требует очень высоких капитальных и эксплуатационных затрат даже самая малая ошибка проектирования может повлечь к огромному перерасходу средств и труда. В то же время точное и достоверное проектное решение может обеспечить огромную экономию.
При проектировании рудников выбираются определяются оптимальные параметры нового предприятия такие как запасы и качество руды в контурах рудничного поля производственная мощность и срок службы способ и схема вскрытия способ и система разработки объем горно-капитальных работ сроки строительства и достижения проектной мощности и др.
ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ
Земная поверхность района месторождения
Максимальная глубина залегания рудных тел
Мощность породных пропластков между рудными телами
Угол падения рудных тел
Размер месторождения по простиранию
Примечания: Содержание меди (Cu) – 62 %
ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ РУДНИКА
1. Определение границ между открытыми и подземными работами
В зависимости от горно-геологических условий месторождение может быть отработано открытым (при небольшой глубине залегания рудного тела)
подземным (при большой глубине залегания рудного тела) и открыто-подземным способами (верхняя часть открытым а нижняя – подземным).
Так как земная поверхность застроена то открытым способом месторождение отрабатывать нельзя.
1.Выбор способа разработки
В зависимости от горно-геологических условий месторождение отрабатывается открыто-подземным способом (верхняя часть-открытыма нижняя подземным ).
Определение предельной глубины карьера
Где mг –горизонтальная мощность залежи ;
γвγл-углы откоса бортов карьера по висячему и лежачему бокам (40о-45о);
Св Сн- затраты на 1м3 вскрышных работ по коренным породам и наносам:
Cв=10-25у.ем3 Сн=05-10у.ем3
Кгр - граничный коэффициент вскрыши(8-10);
mг1=25sin75=259м mг2=40sin75=414м mг3=50sin75=5176м
Глубина карьера для 1 рудного тела
Глубина карьера для 2 рудного тела
Глубина карьера для 3 рудного тела
2. Подсчет промышленных запасов руды
Запасы подлежащие подземной разработке определяются по формуле: т (2.1)
где Lпр – длина месторождения по простиранию м;
mн – мощность рудного тела соответственно м;
Н – глубина залегания рудного тела м;
Hк– глубина карьера м;
hн – мощность наносов м;
- плотность руды тм3;
- угол падения рудного тела град.
Общие запасы рудничного поля подвергшиеся разработке
=46331197+74129916+92662394=213123507 т
3. Производственная мощность и срок существования рудника
Для крутопадающих месторождений производственная мощность рудника определяется:
где S – средняя площадь горизонтального сечения рудного тела м2;
- объемный вес руды тм3;
V – годовое понижение горных работ м [1 табл. 4.4.];
Км Ку – коэффициенты учитывающие мощность и угол наклона
залежи [1 табл. 4.5.].
А=582319+931532+1164641=2678492 тгод
Производственную мощность рудника принимаем равной 2700000 тгод
Срок существования рудника [4.6 ]:
где tраз tзат – время на развитие и затухание (по 2-3 года) лет.
Глубина вскрытия месторождения первой ступени :
Глубина вскрытия месторождения второй ступени :
Н2 = Н -Н1 = 600 – 185 = 415 м
4. Проектные решения по высоте этажа системы разработки тип
подземного транспорта деление горизонта на основные и вспомогательные.
Выбору вариантов вскрытия их сравнению по технико-экономическим показателям предшествует обоснование ряда факторов: режима работы шахты высоты этажа и отметок горизонтов деления горизонтов на основные и промежуточные способа подготовки горизонтов системы разработки подземного транспорта размера кондиционного куска руды способа и схемы проветривания параметров сдвижения подрабатываемых пород количества рудоспусков.
Высота этажа принимается по параметрам принятой системы разработки. При выборе высоты этажа учитывают конкретные условия месторождения. Наибольшие значения высоты этажа принимают при отработке крутопадающих рудных тел небольшой мощности залегающих в устойчивых породах.
Вскрытие и подготовка этажей может производиться погоризонтно с применением концентрационных горизонтов или ярусно
Концентрационные горизонты позволяют уменьшить объем и стоимость проведения капитальных выработок сократить время вскрытия и подготовки по сравнению с этажным снизить затраты на транспорт подъем. Концентрационные горизонты оборудуют через каждые 2 — 4 этажа.
Система разработки принимается: горизонтальными слоями с закладкой. Высота этажа принимается равным 50м.
Порядок вскрытия и подготовки этажей: с концентрационными горизонтами с проходкой ствола на полную глубину.
Для подземного транспорта используются электровозы К14 глухие вагонетки ВГ 45. Шириной колеи 750 мм. Размер кондиционного куска составляет 300 мм.
На очистной выемке принимаем самоходное оборудование: автосамосвалы и ПДМ.
Схема вскрытия принимается в зависимости от принятой схемы вентиляции. Критерием при выборе схемы вентиляции является минимизация энергетических затрат руководствуясь этим можно выбрать как диагональную так и фланговую схему вскрытия так как размер по простиранию рудного тела равен 900 м . Для первого варианта принимаем фланговую а для второго диагональную схемы проветривания.
Обоснование и выбор двух конкурентоспособных вариантов вскрытия и подготовки месторождения.
1. Выбор вариантов способа и схемы вскрытия месторождения.
Способ вскрытия определяет тип число назначение расположение порядок проведения основных вскрывающих выработок а также расположение промышленных площадок и транспорта и подъёма в подземных выработках и на поверхности.
Схемы вскрытия и подготовки рудных месторождений характеризуются определенным сочетанием и расположением основных вскрывающих выработок.
Для вскрытия месторождения могут быть применены следующие варианты: вскрытие вертикальным и вспомогательным стволами с одним вентиляционным стволам располагающимися на фланге рудничного поля; .
2. Обоснование типа числа и назначения вскрывающих выработок.
Взаимное расположение стволов определяется принятой схемой проветривания. Так как длина шахтного поля 900 м. применяем фланговую схему проветривания. Подъем руды осуществляется скипами в скипо-клетьевом стволе. Вскрывающие выработки располагаются за зоной сдвижения.
Скипо-клетевой ствол используют для выдачи руды и породы оснащают одной клетью и двумя скипами и вспомогательный (клетьевой) ствол используют для подачи воздуха спуска и подъема людей и оборудования и вентиляционный ствол - для выдачи исходящей струи оборудуется клетью с противовесом. Вентиляционный ствол располагается на одном фланге рудничного поля а скипо-клетьевой и вспомогательный(клетьевой) на другом. В качестве дополнительных вскрывающих выработках используются квершлаги и рудоспуск.
Принимаем диагональную схему проветривания так как длина шахтного поля 900 м. Вскрывающие выработки: главный ствол (скипо-клетевой)вспомогательный (клетевой) два вентиляционных ствола. Взаимное расположение стволов определяется принятой схемой проветривания. Подъем руды осуществляется скипами в скипо-клетьевом стволе. Главный ствол (скипо-клетевой)и вспомогательный (клетевой) располагаются в центре рудничного поля. Вентиляционные стволы располагаются на флангах рудничного поля и служат для проветривания и спуска и подъёма материалов. В качестве дополнительных вскрывающих выработках используются квершлаги и рудоспуск.
Размеры сечений выработок находятся расчетом выбираем по типовым сечениям и проверяются по допустимой скорости движения воздуха.
Размеры сечения выработок в первой схеме составляют:
скипо-клетевой ствол Sск =9+108*А= 3816 Sсв=3846м2 dсв=7 м
клетевой вспомогательный ствол Sкл =14+4*А=248 Sсв=2826м2 dсв=6 м
фланговый вентиляционный ствол Sф вен =5+282*А=126 Sсв=126м2 dсв=4 м
квершлаг флангового вентиляционного ствола Sкв вен =2+415*А=132
откаточный квершлаг Sшт =42+54*А=1878
Размеры сечения выработок во второй схеме составляют:
скипо-клетевой ствол Sск =9+108*А= 3816
клетевой вспомогательный ствол Sкл =14+4*А=248
фланговый вентиляционный ствол Sф вен =5+282*А=126
квершлаг флангового вентиляционного ствола Sкв вен =2+415*А=132 Sтип.вент=138 м2
откаточный квершлаг Sшт =42+54*А=1878 Sтип.кв.св=1602 м2
Сечения выработок по которым подается воздух проверяются по допускаемой скорости движения воздуха.
Количество воздуха необходимое для проветривания рудника при применении оборудования с пневмо- и электроприводом можно определить:
- по суточной добыче:
где qв – необходимое количество воздуха на 1 т суточной добычи м3мин; принимать для шахт негазовых и I категории qв = 10 м3мин;
Т – суточная добыча шахты (рудника) т;
z = 12 15 – коэффициент запаса воздуха;
Скорость вентиляционной струи м3с
где - количество воздуха необходимого для проветривания рудника м3;
- коэффициент учитывающий загромождение выработки доли ед.
Скорость вентиляционной струи для первой схемы:
- скипо-клетевой ствол мс мс
- вспомогательный (клетевой) ствол мс мс
- фланговый вентиляционный ствол мс мс
Увеличиваем площадь сечения так как скорость во фланговом вентиляционном стволе превышает нормативную. Принимаем Sсв =196 dсв=5 м
- квершлаг флангового вентиляционного ствола мс мс
- откаточный квершлаг мс мс
Скорость вентиляционной струи для второй схемы:
3. Выбор оборудования околоствольных дворов подземных дробильных комплексов подземного и поверхностного транспорта зданий и сооружений поверхностного рудника.
При годовой производственной мощности рудника более 10 млн.тгод тип подъема руды из шахты принимаем скиповой по графику рудоподъемных установок выбираем многоканатную подъемную машину МК 5 x 4.
Околоствольный двор принимаем в зависимости от производительности рудника. Примем кольцевой околоствольный двор. Околоствольный двор включает в себя различные по своему назначению комплексы транспортных камерных и вспомогательных выработок обеспечивающих подъем добытой руды и пустой породы из шахты на поверхность спуск-подъем людей оборудования и материалов а также работу систем водоотлива вентиляции и энергоснабжения.
Емкость водосборника главного водоотлива рассчитывается на 4-х часовой нормальный приток. Водосборник должен состоять из двух выработок и более. При проектировании водоприток принимать в пределах 120-250 м3час . Принимаем водоприток равный 120 м3час исходя из этого принимаем насос типа ЦНС 180-85.
Размеры насосной камеры
Параметры трансформаторных подстанций околоствольных дворов принимаем в зависимости от годовой производительности рудника.
дительность рудника тыс. тгод
Размеры камеры в свету
При скиповом подъеме и применении систем разработки с массовой отбойкой руды решается вопрос о применении подземного дробильного комплекса. Тип дробилки принимается в зависимости от годовой производительности предприятия по рудной массе. Подземный дробильный комплекс – дробилка конусная 1200( ККД 1200150) расчетный объем дробильного комплекса (246 тыс. м3).
1. Расчет объемов горно-капитальных строительно-монтажных работ и капитальных затрат по вариантам.
Расчеты по определению объемов горно-капитальных выработок по вариантам представлены в таблице 4.1
Объем горно-капитальных выработок по вариантам.
Объем выработок по вариантам м3
Скипо-клетьевой ствол
Фланговый вентиляционный ствол с клетевым подъемом
Центральный вентиляционный
Откаточный квершлаг гор. 65
Откаточный квершлаг гор. 115
Квершлаг и штрек флангового вент ствола гор. 15
Квершлаг и штрек флангового вент ствола гор. 65
Квершлаг и штрек флангового вент ствола гор 115
Трансфор. подстанция
2.Календарный план строительства рудника
Составлены календарные планы строительства для каждого принятого
варианта вскрытия и подготовки месторождения с учетом капитальных и горно-подготовительных выработок (табл. 4.2. табл. 4.3.).
Принятая последовательность должна обеспечивать вскрытие и подготовку участков месторождения в минимальные сроки. В календарный план строительства включаются только те выработки которые обеспечивают начало очистных работ (как правило выработки 2-3 горизонтов).
3. Расчет годовых капитальных и эксплуатационных затрат
) Стоимость зданий и сооружений поверхности шахты стр28[1].
Копер: Ккоп =100000*3 = 300000у.е.;
Капитальные затраты на оборудование:
- главный скипо-клетевой:
- вспомогательный клетевой ствол:
- вентиляционный ствол:
)Стоимость горно-капитальных и горно-подготовительных выработок.
- главный скипо-клетевой: К гл. = 646у.е. м3 =27814*646 = 1796784 у. е.;
- вспомогательный ствол: Квсп кл =646 у. е.м3 = 20897*646 =1349946у. е.;
- вентиляционные стволы: Квент =74 у. ем3 = 14719*74 = 1089206 у. е.
Камеры различных назначений:
- ОКД : Кокд =1167 у. е.м3 = 1167*6950 = 811065 у. е.;
- дробильная камера: Кдроб =1167 у. е.м3 = 5510*1167 = 643017 у. е.;
Горизонтальные выработки:
- квершлаги главного вспомогательного и вентиляционного стволов
Ккв15 =306 у. е.м3 = 30248*306 = 925589 у. е.;
- квершлаги главного вспомогательного и вентиляционного стволов гор гор 65:
Ккв65 =306 у. е.м3 = 18344*306 = 561326у. е.;
Ккв115 =306 у. е.м3 = 17964*306 = 549698у. е.;
- штреки гор 1565115:
Кштр =306 у.е.м3 =106184 *306 = 3218630у. е.;
Круд =896 у.е.м3 = 900*896 = 80640 у.е.
) Расчет годовых эксплуатационных затрат.
Годовые затраты на транспортирование руды при диагональном вскрытии:
где Стр - себестоимость подземной электровозной откатки 1 т руды у.е.т;
Lкв.осн Lштр -дальность транспортирования руды под землей км;
А - годовая производственная мощность рудника т.
Затраты на дробление:
Затраты на проветривание:
где L = 2270м - протяженность вентиляционной струи от устья воздухопадающего до устья воздуховыдающего стволов м;
Hср – средняя глубина горных работ м.
где Hн =15 м– мощность наносов м;
H0 =600 м– глубина оруденения м;
k- коэффициент зависящий от схемы проветривания (k =216 – для фланговой схемы проветривания).
Себестоимость подъема скипами тонны руды по вертикальному стволу на 100 м по вертикали
Спод=00475*6*2700000=769500 у.е.
Стоимость водоотлива по вертикальному стволу на 100 м высоты
где q – коэффициент водообильности м3ч на 1 млн.т. годовой добычи
Спр=0015522*6*2700000=251456 у.е.
Затраты на текущий ремонт и поддержание выработок берутся в процентном отношении от стоимости их проведения:
- главный скипо-клетевой: Эрем. гл. ст = 001*1796784 = 17968 у. е.
- вспомогательный клетевой ствол: Эрем.всп.кл =001*1349946= 13500у. е.
- вентиляционные стволы: Эрем.вент =001*1089206= 10892.е.
Экв15 =00066*925589 = 6109 у. е.;
Экв65 =00066*561326 = 3705 у. е.;
Экв115 =00066*549698 = 3628 у. е.;
- штреки гор 1565115:
Эрем.штр1565115 =00066*3218630 = 21243 у. е.
- рудоспуск: Эрем.руд =001*80640 = 806 у.е.
- ОКД : Эрем.окд =0003*811065 = 2433 у. е.
Копер: Ккоп =100000*4 = 400000у.е.;
- вентиляционные стволы: Квент =74 у. ем3 = 19716*74 = 1458984 у. е.
Ккв15 =306 у. е.м3 = 22040*306 = 674424 у. е.;
Ккв65 =306 у. е.м3 = 30358*306 =928955 у. е.;
Ккв115 =306 у. е.м3 = 291365*306 = 891577у. е.;
Кштр =306 у.е.м3 =82080 *306 = 2511648у. е.;
где L = 1375м - протяженность вентиляционной струи от устья воздухопадающего до устья воздуховыдающего стволов м;
k- коэффициент зависящий от схемы проветривания (k =108 – для фланговой схемы проветривания).
- вентиляционные стволы: Эрем.вент =001*1458984= 14600.е.
Экв15 =00066*674424 = 4451 у. е.;
Экв65 =00066*928955 = 6131 у. е.;
Экв115 =00066*891577 = 5885 у. е.;
Эрем.штр1565115 =00066*2511648 = 16576 у. е.
4. Экономическое сравнение вариантов вскрытия по критерию срока окупаемости капитальных затрат.
Дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат (Ток) определяет момент условия когда:
где Ток – сравнительный дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат
Кt – капитальные затраты на вскрытие и подготовку месторождения
Е – ставка дисконта дол. ед;
Т – срок эксплуатации месторождения лет;
Пt – годовой размер прибыли получаемой от эксплуатации месторождения при
Аt – годовой размер амортизации при i-м варианте у.е.
Принимаем ставку дисконта Е = 5.
Исходные данные для расчета
) Сумма капитальных затрат у.е.
Кt = Ккоп+ Коб.гл ст + Коб.всп.кл+ Коб.вент +Кгл.+Квсп.кл+Квент +Кокд + Кдроб+ Ккв15+ Ккв65+ Ккв115+Кштр+ Круд =
=300000+255240+176220+238500+1796784+1349946+1089206+811065+643017+925589+561326+549698+3218630+80640=11995861 у.е.
) Сумма эксплуатационных затрат у.е.
Эt=+Сдр+Спр+Эрем.гл.ск+Эрем.всп.кл+Эрем.вент+Эрем.кв +Эрем.штр +Эрем.окд+Эрем.руд =1208250+40500+195844+769500+251456+17968+13500+10892+6109+3705+3628+21243+806+2433=2545834 у.е.год
) Сумма амортизационных отчислений.
где D - количество добываемой руды из месторождений т.
) Срок строительства.
) Затраты на добычу руды.
где Сдоб – себестоимость добычи полезного ископаемого стр36 [1].
) Выручка от реализации продукции.
где Цп.и – ценность полезного ископаемого у.е.т.
Извлекаемая ценность руд цветных металлов (меди):
где с = 62% - содержание меди в балансовых запасах %;
R = 006 – коэффициент разубоживания руды дол. ед.;
ц = 3000 у.е. – цена 1 т металла (меди) у.е.;
= 085 – коэффициент извлечения меди в концентрат дол. ед.;
Кt = Ккоп +Коб.всп.кл+Коб.вент+ Кгл ств +Квсп.кл+Квент ст+Кокд460 +Кдроб + Ккв.15 + Ккв.65 + Ккв.115 +Кштр+ Круд =400000+255240+176220+477000+1796784+1349946+1458984+811065+643017+674424+928955+891577+2511648+80640=12455500 у.е.
Эt= + Сдр + Спр + Эрем.гл.ск + Эрем.всп.кл + Эрем.вент ств +Эрем.кв15+ Эрем.кв65 + Эрем.кв115 + Эрем.штр1565115 + Эрем.окд + Эрем.руд =1282500+40500+143734+769500+251456+17968+13500+14600+4451+6131+5885+16576+806+2433=2570040 у.е.год
где D – количество добываемой руды из месторождений т.
Определение сравнительного срока окупаемости капитальных затрат производится подсчетом дисконтированного денежного потока нарастающим итогом. За дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат необходимо принимать момент перехода с отрицательного значения дисконтированного денежного потока нарастающим итогом в положительное его значение.
Наименование показателей
Расчёт годовой выручки от реализации у.е.год
с – содержание меди в балансовых запасах %;
R – коэффициент разубоживания руды дол. ед.;
ц – цена 1 т меди у.е.
e - коэффициент извлечения металла в концентрат
Агод – производственная мощность рудника
Аt – годовой размер амортизации при i-м вари-
анте вскрытия и подготовки р.
Срок строительства лет
Затраты на добычу у.е.год
где С – себестоимость добычи полезного иско-
Кt - капитальные затраты на вскрытие и подг-
отовку месторождения i-го варианта р.
Эксплуатационные затраты (Эt) у.е.
Д- количество добываемой руды из месторож
Вывод : оптимальным считается тот вариант вскрытия который имеет наименьший срок окупаемости . При получении одинаковых значений срока окупаемости по рассматриваемым вариантам вскрытия выбор предпочтительного варианта вскрытия месторождения производится по минимальным величинам капитальных затрат и срока строительства рудника.
По таблице 7.10 видно что оба варианта вскрытия месторождения начинают окупаться на девятом году эксплуатации. Поэтому наиболее оптимальным вариантом вскрытия будет являться первый вариант так как для него требуется меньше капитальных затрат на строительство рудника.
Методические указания по выполнению курсового проекта по дисциплине «Вскрытие и подготовка рудных месторождений».Магнитогорск 2005.
Агошков М. И. Борисов С.С. Боярский В.А. Разработка рудных и нерудных месторождений. – М.: Недра 1983 424 с.
Именитов В.Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений: Учебник.-М.: Недра 1984 504 с.
Шестаков В. А. Проектирование горных предприятий: Учебник для вузов 2-е изд. Перераб.- М.: Изд. Московского государственного горного университета 2003 800 с.

вариант2 №29.cdw