Подземная геотехнология

9 вариант.dwg

Граница зоны опасных сдвижений
Рис.1 - схема построения зоны опасного сдвижения пород при отработке рудных тел крутого падения
Рис.2 - схема построения предохранительного целика
Разработка месторождения подземным способом

9 вариант сист разр.dwg

Решётка типа "А" (1:20)
Решётка типа "Б" (1:20)
Решётка типа "В" (1:20)
Подземная разработка меднорудного месторождения
Схема вскрытия.Система разработки
СХЕМА ВСКРЫТИЯ МЕСТОРОЖДЕНИЯ (1:10000)
ЭТАЖНО-КАМЕРНАЯ СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ
УСЛОВНЫЕ ОБОЗНАЧЕНИЯ: 1-Откаточный штрек; 2-Орт; 3-Участковый восстающий; 4-Ниши для установки вибропитателя; 5-Ходок; 6-Штрек для подсечки блока; 7-Буровой орт; 8-Вентиляционно-ходовой штрек; 9-Участковая восстающая сбойка
ПОПЕРЕЧНОЕ СЕЧЕНИЕ ГЛАВНОГО СТВОЛА
УСЛОВНЫЕ ОБОЗНАЧЕНИЯ: 1- 2 скипа емкостью 15м³; 2- клеть 5200x1650
двухэтажные; 3- ходовое лестничное отделение; 4- противовес.
Подземная разработка
УСЛОВНЫЕ ОБОЗНАЧЕНИЯ
Участковый восстающий
Штрек для подсечки блока
Участковая восстающая сбойка
Сибирский федеральный университет

вариант 9 итог.docx

ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ4
ОБОСНОВАНИЕ ГОДОВОЙ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ ГОРНОГО ПРЕДПРИЯТИЯ5
1 Подсчет балансовых запасов5
2 Производственная мощность и срок существования рудника10
ВЫБОР СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ14
1 Установление конкурирующих схем вскрытия14
2 Обоснование высоты этажа18
ВЫБОР РАЦИОНАЛЬНОЙ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ20
ПРОЦЕССЫ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ24
1 Отбойка руды шпурами24
2 Погрузка и доставка руды самоходным оборудованием24
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ25
1 Сравнительная оценка вариантов вскрытия месторождения.25
2 Определение основных параметров и технико-экономических показателей27
3 Построение календарного графика вскрытия и отработки месторождения и распределение капитальных вложений по годам строительства и эксплуатации рудника27
Горнорудная промышленность играет важную роль в народном хозяйстве нашей страны. Развитие тяжелой и легкой индустрии в многом определяется ростом добычи руд черных и цветных металлов. Применение атомной энергии в мирных целях немыслимо без разработки урановых месторождений.
Подземные горные работы в отличии от открытых требуют более меньших по объему горных выработок малых объемов вскрыши что существенно сказывается на себестоимости добычи. В тоже время при ПГР не затрагивается верхний растительный слой земли и не нарушается рельеф что характеризует данный метод как более экологически безопасный. Но наряду с положительными сторонами у подземной добычи есть и отрицательные моменты. Это в первую очередь высокая опасность работ проводимых под землей к тому же большая часть работ связана с пребыванием рабочих непосредственно в забое относительно невысокая производительность потребность в планировании и создании специальных выработок их крепление и поддержание в создании вентиляции подземных выработок. Решение данных проблем представляется возможным за счет применения самоходного оборудования автоматизации процессов подземной разработки создания более совершенных технологий.
Целью данного курсового проекта является выбор рациональной и экономичной схемы вскрытия системы разработки определение годовой производительности срока существования рудника типов сечений горных выработок.
Методом решения данных проблем является создание нескольких вариантов и проанализировав каждый вариант с учетом факторов выданного задания оставляют один вариант который самый оптимальный.
ГОРНО-ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Цель работы получить практические навыки построения зон опасных сдвижений горных пород и предохранительных целиков вокруг зданий и сооружений рудника определения безопасного местоположения подземных горных выработок.
Исходные данные см. приложение.
ОБОСНОВАНИЕ ГОДОВОЙ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ ГОРНОГО ПРЕДПРИЯТИЯ
1 Подсчет балансовых запасов
Условие устойчивого состояния земной поверхности для крутопадающих залежей согласно исследований ВНИМИ будет выполнено при соблюдении следующей зависимости [2]:
Hф > Нр = 09· = 7174 м
где Hф – фактическая глубина до верхнего контура выработанного пространства м; Нр – расчетная предельная глубина до верхней границы выработанного пространства начиная с которой земная поверхность не претерпит критических деформаций м; К – коэффициент учитывающий крепость пород 09 (табл. 1.3); m – вынимаемая нормальная мощность рудного тела 45 м (в случае применения систем с сухой гидравлической или бетонной закладкой m следует умножить соответственно на 04 03 или 02); L – горизонтальная проекция выработанного пространства на разрезе вкрест простирания рудного тела м.
Определить границу зоны опасного влияния подземной разработки и выбрать местоположение ствола за зоной сдвижения горных пород. Границы зоны опасных сдвижений на земной поверхности определяют относительно выработанного пространства по углам сдвижения 1 φ и γ (табл. 1.4) следующим образом (рис. 1.):
на план поверхности наносят контуры очистных выработок рассматриваемого горизонта;
вкрест по простиранию рудного тела строят разрезы на которые от нижней границы очистных выработок данного горизонта по углам сдвижения проводятся линии до пересечения с земной поверхностью;
полученные точки переносят на план поверхности и соединяют плавной кривой которая является границей искомой зоны.
Рис. 1. Схема построения зоны опасного сдвижения пород при отработке рудных тел крутого падения
От границы зоны опасных сдвижений откладывают берму безопасности В принимаемая согласно табл. 1.1 равной 5 м (и более) что является местом возможного расположения охраняемого объекта. Вертикальные рудовыдачные стволы наиболее часто располагают в лежачем боку за зоной сдвижения по центру тяжести запасов рудного тела.
При построении предохранительных целиков для капитальных горных выработок охраняемую площадку располагать выше кровли выработки на величину h = 2а при f >5 и h = 3а при f 5 где а – ширина охраняемой выработки [1 2].
Построить предохранительный целик для охраняемого объекта расположенного в центре рудного тела. Границы предохранительного целика определить плоскостями проведенными под углами сдвижения от границ охраняемой площадки поверхности.
Для объектов I и II категории предохранительные целики строят по углам сдвижения (табл. 1.5) [1 2] а для объектов III категории – по углам разрывов ('' 1'' '' φ'' и γ'') которые можно принять в пределах 70–85° (т. е. на 5–10° больше углов сдвижения).
Построение предохранительных целиков производят следующим образом [2 3]:
на плане поверхности вокруг охраняемого объекта через его угловые точки строят прямоугольник стороны которого ориентированы вкрест и по простиранию рудного тела (А Б В Г). Параллельно сторонам полученного прямоугольника строят предохранительную берму внешний контур которой служит границей охраняемой площадки (А' Б' В' Г'). Ширина бермы объектов I II III категорий охраны принимается соответственно 20 10 и 5 м;
от внешней границы бермы проводят линии под углом сдвижения φ до пересечения с нижней границей наносов. От точек пересечения проводят линии под углами сдвижения 1 γ до пересечения с контуром висячего и лежачего боков залежи получая верхние и нижние границы предохранительного целика;
с разрезов на план проектируют точки границ целика. Соединив проекции точек прямыми линиями получают размеры целика в плане.
Частичная отработка предохранительных целиков допускается при соблюдении следующих условий:
оставление барьерного целика толщиной 15m (15*28 = 42 м) ниже верхней границы предохранительного целика (рис. 2);
Рис. 2. Схема построения предохранительного целика
Величину балансовых запасов руды в месторождении можно определять по следующим формулам:
) при угле наклона рудного тела более 30°
Б = m Lпр (Hр –Нз) γ sin (2.1)
Б = 28·3850·(1166-300)·35 s
где Б – балансовые запасы руды в месторождении тыс. т ;
m – нормальная мощность рудного тела м ;
Lпр– длина рудного тела по простиранию км ;
Hр – глубина распространения рудного тела (от поверхности до нижней границы) м;
Нз – глубина залегания рудного тела (от поверхности до верхней границы) м;
γ – объемная плотность руды тм3;
– угол падения рудного тела .
2 Производственная мощность и срок существования рудника
Горизонтальную площадь рудного тела (S) определять по формулам:
)при угле наклоне рудного тела более 30°
S = 28·3850 sin 60 = 1245 тыс. м2.
В соответствии с действующим ВНТП–13–2–93 [5] годовую производительность рудника по горным возможностям (Аг) определять следующим образом:
)при угле наклона рудного тела более 30°
(исходя из среднего годового понижения уровня очистной выемки)
Аг = V К1 К2 К3 К4 S γ (1–п) (1–р) (2.5)
Аг = 13·085·10·085·15·1245·35 (1-002)(1-015) = 708 тыс. тгод;
где V–среднее годовое понижение очистной выемки по всей рудной площади (табл.2.2) м;
п и р – планируемые величины потерь и разубоживания руды (табл. 2.4) доли ед.;
Расчетный срок существования рудника (Тр) определять по формуле:
Расчетный срок службы должен быть равен или больше минимально–допустимого срока службы (Тм) устанавливаемого в зависимости от годовой производительности по табл. 2.6 или по формуле
Тм = 3·708031 = 23 лет
где y – коэффициент учитывающий условия строительства рудника (при относительно тяжелых – у = 37 в средних у = 30 и в легких условиях у = 25) ед.; Аг – годовая производительность тыс.т.
Оптимальную годовую производительность (Аго) обеспечивающую получение наилучших экономических показателей работы рудника определять по минимуму приведенных затрат (Зпр) [6] методом вариантов:
Зпр = Сi + di + Eнk i min (2.8)
Зпр = 1639+058+015·31 = 2162 рубт min
где Сi – удельная величина текущих эксплуатационных расходов руб.т:
Сi = 214 r1.3 R0.4 [(Hр-Нз)2]025 Агi021 (2.9)
Сi = 214·1813·1704·[(1166-300)2]025708021 = 1639 рубт
где r – районный коэффициент к заработной плате (красноярский край) ед.;
R – ранг системы разработки (табл. 2.4) характеризующий стоимостные затраты по системе ед.;
di – удельная величина амортизации капиталовложений в промышленное строительство рубт:
di = k i Aгi (1–р) [Б (1–п)] (2.10)
di = 31·708·(1-01) [37730 (1–01)] = 058 рубт
где k i – норматив удельных капиталовложений на строительство подземных рудников в зависимости от Агi (табл.2.7) руб.т год.
ВЫБОР СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ
1 Установление конкурирующих схем вскрытия
Обоснование типа вскрывающих выработок
) штольневой – имеет существенные преимущества перед другими способами при наличии гористого рельефа местности и удовлетворительных условий залегания;
На откаточных и промежуточных горизонтах в настоящее время и перспективе наиболее часто используют электровозный транспорт. На промежуточных горизонтах при производительности рудника до 1–2 млн тгод можно использовать автомобильный транспорт.
С – скиповой тип подъема руды (табл.4.1)
Сечение вентиляционных выработок проверить на допустимую скорость движения воздуха с учетом развития очистных работ по этажам (табл. 4.2). vд=15 мс
Ориентировочно потребное количество воздуха Q м3c составляет
Q = 80 Аг = 80·0708 = 56640 м3c.
где Аг – годовая производительность рудника млн т.
Скорость движения воздуха vВ мс должна удовлетворять условию:
vВ = 5664(09·10) = 63 15
где S – сечение выработки м2;
– коэффициент учитывающий уменьшение сечения за счет прокладки коммуникаций;
vд – допустимая скорость движения воздуха по выработке мс. (табл. 4.2)
Определение количества и места расположения главных и вспомогательных вскрывающих выработок
На большинстве рудников выдачу всей руды ведут по 1–му стволу в котором 1–2 рудоподъемные установки.
– согласно требованиям правил безопасности и ВНТП 13–2–93 на каждой шахте необходимо иметь два надежных независимых друг от друга выхода на дневную поверхность с каждого горизонта на расстоянии не менее 30 м один от другого или 20 м при изготовлении копров из несгорающих материалов. Стволы должны быть оборудованы механическими подъемниками для людей и лестничными отделениями. При вскрытии штольнями следует обеспечить достаточное число выходов на вышележащий горизонт (табл. 4.3):
Один ствол и один восстающий оборудованные механическими подъемами
– при строительстве новых рудников скиповой ствол рекомендуется оставлять нейтральным в схеме вентиляции а проветривание осуществлять по специальным вентиляционным стволам;
– главные и вспомогательные (вентиляционные) стволы относительно рудного тела и друг друга располагают согласно их назначению и принятой схеме проветривания (центральная схема расположения главного и вспомогательного ствола при центральной схеме проветривания центральное и фланговое расположение главного ствола или фланговой (диагональной) схеме проветривания центрально–сдвоенная и секционная схемы).
Типы околоствольных дворов
– тупиковый двухсторонний при производительности до 10–15 млн тгод;
– кольцевой (петлевой) при производительности более 10 млн тгод и скиповом подъеме.
Обоснование числа ступеней вскрытия.
На шахтах небольшой производительности глубину ступени можно принять до 18 км и более. Вертикальные стволы позволяют осуществлять одноступенчатое вскрытие до глубины 20–24 км
Рис. 3. Схема вскрытия вертикальными шахтными стволами
В предварительном порядке площадь поперечного сечения рудовыдачных стволов Sв можно определить по формуле 1 .
Sв = 234 + 36 Аг = 234+36·0708 = 26 м2 (4.1)
где Аг – годовая производственная мощность рудника млн. тгод.
Площадь скипового наклонного ствола (Sн м2 ) можно определить по формуле
Sн = 93 + 098 Аг = 93 + 098 0708 = 10 м2 (4.2)
а наклонного съезда для самоходного оборудования
Sc.о. = 198 + 32 Аг = 198 + 32 0708 = 22 м2 (4.3)
Площадь поперечного сечения квершлагов (Sкм2) в первом приближении равна
Sк = 42 +54 Аг = 42 +54 0708 = 8 м2 (4.4)
Сечения выработок проверить на максимально допустимую скорость движения воздуха.
Объемы околоствольных дворов можно определить из выражений:
– основного околоствольного двора (Vоо тыс. м3)
Vоо = 4 + 76 Аг = 4 + 76 0708 = 94 тыс. м3 (4.5)
- вспомогательного (промежуточного) околоствольного двора (Vов тыс. м3)
Vов = 1 + 02 Аг = 1 + 02 0708 = 114 тыс. м3 (4.6)
где Аг – годовая производительность млн. т год
Более точно объемы камерных выработок стоимость зданий сооружений и основного оборудования можно принять на основании справочного материала (табл. 4.7 – 4.14).
вариант: Оставление предохранительного целика под охраняемый объект (рис.3)
вариант: Расположение объекта за зоной сдвижения горных пород.
2 Обоснование высоты этажа
В зависимости от принятой системы разработки определяем вертикальную высоту этажа hЭ (м).
Ориентировочно выбираем высоту этажа равной 100 м.
Число этажей nэ в шахтном поле определяется по формуле:
Производим корректировку вертикальной высоты этажа по формуле:
Определяем балансовые запасы этажа т:
Срок отработки этажа тогда составит:
Исходя из срока отработки этажа и продолжительности строительства нового концентрационного горизонта (3-5 лет) определяется число этажей обслуживаемых одним концентрационным горизонтом и число концентрационных горизонтов в шахтном поле.
Для данных условий принимаем 2 концентрационных горизонта.
Число блоков в этаже :
где – размер блока по простиранию принимаемый в зависимости от применяемой системы разработки .
Балансовые запасы руды в блоке :
ВЫБОР РАЦИОНАЛЬНОЙ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ
При выборе системы разработки необходимо иметь четкое представление о различии между сравниваемыми вариантами для чего следует выделить набор бинарных свойств позволяющих разделять множество вариантов на пару подмножеств одно из которых будет обладать этими свойствами другое - нет. Такие свойства называют признаками. Следует отметить что возможны случаи когда сами по себе свойства не могут быть признаками однако эти же свойства вступая в определенные отношения друг с другом порождают признаки и приводят к простому разделению образов. Такие признаки если их два называют парапризнаками если более - полипризнаками.
В ракурсе выбора системы разработки признаками являются горно-геологические условия.
Важнейшим из условий является устойчивость пород т.к. в большей мере и на больший срок обнажаются именно они что представляет основную опасность как для рабочих очистных забоев так и для всех окружающих. В неустойчивых породах нельзя применять системы разработки в которых в результате выемки полезного ископаемого внутри выемочной единицы останется пустое пространство (наличие в нем крепей и временных целиков проблему сохранения породного массива в равновесии не решает после их разрушения произойдет обрушение). Также в данном случае невозможно использовать любые камерные варианты технологии очистной выемки (даже если в последующем они будут заполнены закладкой или обрушены).
Фактор устойчивости рудного массива необходимо учитывать совместно с мощностью рудного тела. Чем больше мощность тем выше должна быть устойчивость руды так как камеры обнажаются на большей площади. Мощность - устойчивость рудного массива выступает как парапризнак выбора системы разработки хотя следует отметить что в ПТЭ он в ряде случаев не выделяется.
Мощность рудного тела определяет возможность применения менее дорогостоящих камерных вариантов систем разработки. При малой мощности (до 3 м) эффективна послойная выемка позволяющая наиболее полно и качественно отработать запасы рудного тела. При большей мощности морфология залежи менее сказывается на потерях и разубоживании поэтому как правило системы разработки применяют со скважинной отбойкой: камерные. Следует отметить что изложенное выше справедливо для крутопадающих (с углом падения более 50°) залежей. Кроме того для разработки наклонных и пологих залежей камерными вариантами систем разработки или вариантами со скважинной отбойкой руды должны иметь мощность более 20 м (в данном случае также налицо имеем парапризнак: мощность - угол падения).
Угол падения рудного тела предопределяет способ доставки руды по очистному пространству подготовку выемочной единицы тем самым как монопризнак данный фактор участвует в формировании варианта технологии очистной выемки. Выше приведены так называемые постоянные факторы определяющие выбор системы разработки. Кроме того необходимо учитывать дополнительные переменные факторы: склонность руды к слеживанию; склонность руды к самовозгоранию; гидрогеологические условия (наличие водоносных горизонтов); возможность обрушения поверхности; наличие в районе разработки месторождения недорогих видов закладки наличие в рудном теле включений пустых пород характер контактов залежи глубина разработки обособленное залегание рудных тел и пр. Влияние их достаточно очевидно: при недопустимости обрушения поверхности и неблагоприятной гидрогеологии обрушение выработанного пространства невозможно при склонных к слеживанию и самовозгоранию рудах недопустимо их накопление в отбитом состоянии и пр.
Исходя из устойчивости породы и руды для разработки данного месторождения подходит один класс систем разработки в двух вариантах исполнения:
-Потолкоуступная система разработки
-Этажно-камерная система разработки
Обоснование системы разработки.
Исходя из устойчивости породы и руды а также мощности и угла падения для разработки данного месторождения подходит этажно-камерная система разработки (рис 4).
Рисунок 4 – Этажно-камерная система разработки
ПРОЦЕССЫ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ
1 Отбойка руды шпурами
Удельный объем шпуровой отбойки составляет около 50%по отношению ко всем способам отбойки и 45-55%во взрывной отбойке. Шпуровую отбойку применяют при мощности залежей до5-8м а также в тех случаях когда в очистном пространстве должны работать люди.
При шпуровой отбойке выемку руды производят горизонтальными или слабонаклонными слоями. Порядок погашения слоев - восходящий или нисходящий (рис.8.1).
Послойную выемку в восходящем порядке применяют преимущественно при устойчивой руде а в нисходящем порядке -как при неустойчивой руде с выемкой заходками под защитой твердеющей закладки или крепи с закладкой так и при устойчивой руде в случае естественного поддержания очистного пространства и применения самоходного оборудования.
Диаметр шпуров - от 30до 70мм обычно 40-45мм; менее 40мм- в основном в маломощных залежах; более 45мм- при большой площади забоя в залежах мощных и средней мощности.
Линия наименьшего сопротивления по подошве (ЛСПП) по формуле:
где d - диаметр шпура дм. Диаметр шпуров изменяется от 30 до 70 мм; - плотность ВВ кгдм3; - относительное расстояние между шпурами = 06-15 ; q – удельный расход ВВ кгм3
q = qэ е К1·К2·К3·К4 = 18·108·1·12·098·1 = 229 кгм3
qэ – эталонный удельный расход применяемого ВВ кгм3; е – коэффициент работоспособности; К1 – коэффициент расположения зарядов К2 – коэффициент учитывающий плотность заряжания К3 – коэффициент учитывающий диаметр шпура
К3 = (d 0042)n = (0040042)05 = 098
где d – диаметр шпура м n – эмпирический коэффициент равный 033-05 К4 – поправочный коэффициент на длину шпура равный 13 при длине 1 м 10 при длине 30 м.
Расстояние между шпурами в ряду
а = mW = 18·93 = 1674 м
Число шпуров по ширине забоя или уступа
n1 = ba + 1 = 201674+1= 2
где b - ширина забоя или уступа м
Бурят шпуры перфораторами. При невысокой крепости руды (калийные соли и т.п.) применяют ручные и колонковые электросверла устанавливаемые на распорных колонках или на специальных каретках. В крепких породах применяют телескопные (ПТ-29 ПТ-38 ПТ-29М ПТ-36М) и колонковые (КС-50 ПК-60 и ПК-75).
Производительность пневматического перфоратора за 7-ми часовую смену по породам с коэффициентом крепости 4-6 10-14и 19- 20:- легкого - соответственно 60 30и 20мсмену тяжелого - 95 50и 35мсмену.
Самоходные буровые установки отечественного производства СБКН-2П СБУ-2К БКГ-2 и импортные - «Кавдрил- 555» «Бумер- Н121» «Миниматик» «Универсал-Джумбо» оснащены двумя-тремя манипуляторами с колонковыми перфораторами имеют пневмоколесный реже гусеничный ход дизельный или пневматический двигатель.
Заряжание и взрывание шпуров. Для взрывания шпуров применяют аммиачно-селитренные (аммониты детониты победиты) и гранулированные ВВ -игданиты гранулиты различных марок зерногранулит-7921и др.
Заряжание гранулированными ВВ производят пневматическими зарядчиками: эжекторного типа - «Курама-7М» (для наклонных шпуров) и «Курама-8» (для вертикальных шпуров) и камерно-порционного типа - ЗП.
Для инициирования шпуровых зарядов применяют патроны-боевики с размещенными в них капсюлями-детонаторами при огневом взрывании или электродетонаторами при электрическом.
Преимущества шпурового способа: универсальность возможность применения при любой мощности залежи наиболее полная выемка руды у контактов залежи и относительно меньшее разубоживание пустой породой; равномерной дробление руды.
Недостатки: высокие материально-трудовые затраты; не всегда безопасен; практическая невозможность одновременного обрушения больших объемов руды; повышенная запыленность рудничной атмосферы.
2 Погрузка и доставка руды самоходным оборудованием
Самоходное оборудование применяют в следующих случаях:
- при отработке пологих и наклонных залежей с естественным поддержанием очистного пространства; самоходное оборудование работает в очистном пространстве на почве залежи или слоя;
- на этажном горизонте или на подэтажах при самотечном выпуске руды из очистного пространства-донном или торцевом;
- при отработке блока горизонтальными (или слабонаклонными) слоями; самоходное оборудование работает в слоевых очистных выработках или на закладочном массиве.
Самоходные машины выпускают на пневмошинном реже на гусеничном ходу.
Погрузочно-доставочные машины (ПДМ) подразделяются на:
- легкие с грузоподъёмностью ковша 2 - 3 т;
- средние с грузоподъёмностью ковша 4 - 6 т;
- тяжелые грузоподъёмностью от 7 до 20 т.
Наиболее распространены ПДМ типа: СТ ГСТ «Эймко» «Торо» «Фадрома» «Вабко».
Минимальная ширина выработок для машин с емкостью ковша от 1 до 56 м3составляет 24 - 35 м высота - 24-30 м. Радиус доставки 100-400 м до 500-1000 м при грузоподъёмности 8 -20 т.
Для мощных ПДМ расстояние между выпускными отверстиями до 15 - 20 м при ширине до 4 м.
ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ
1 Сравнительная оценка вариантов вскрытия месторождения.
Выбор оптимального варианте вскрытия месторождения производится по критерию минимума приведенных затрат (Зпр руб.т).
пр = (Э Кк Б Кн) + ( Ен К Аг) минимум
вариант: 3пр = (45639·0937730·09)+(015· 5325 0708) = 1322 млн.руб.
вариант: 3пр = (45639·0937730·09)+(015· 8243 0708 ) = 1385 млн. руб
где Э – сумма эксплуатационных расходов за период отработки месторождения к которым относятся расходы на поддержание и ремонт капитальных выработок транспортирование и подъем на поверхность добытой руды водоотлив проветривание др. руб.;
Ен = 015– нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;
К – сумма капитальных затрат произведенных в период строительства и эксплуатации рудника руб.
вариант экономичен так как его затраты минимум
Эксплуатационные затраты по сравниваемым вариантам можно рассчитать по формулам:
– затраты на поддержание и ремонт (Эпр) горных выработок (стволов квершлагов штреков околоствольных выработок и др.)
Эпр = Lв tв Спр = 300 53 2500 = 3975 млн. руб (6.3)
где Lв – длина (высота) поддерживаемой выработки м.;
tв – время поддержания выработки лет;
Спр – себестоимость поддержания и ремонта выработки руб.м в год ;
-затраты на транспортировку руды по горизонтальным выработкам (Эт) и подъем на поверхность (Эп)
Эт = Lт Б (Кн Кк) Ст = 1200 3773 (0909) ·0007= 317 млн.руб; (6.4)
Эп = Нп Б (Кн Кк) Сп = 3003773·(0909)·4 = 45276 млн.руб (6.5)
где Lт и Нп – средняя длина транспортировки и подъема руды соответственно м;
Ст и Сп – себестоимость транспорта и подъема руды соответственно руб.тм;
-затраты на водоотлив ( Эв )
Эв = Нв Vв tв Св = 300 56 53 2 = 0178 млн.руб (6.6)
где Нв – средняя высота подъема воды м;
Vв – средний водоприток воды м3год;
tв – время откачки воды лет;
Св – себестоимость водоотлива рубм3м.
кн – коэффициент извлечения;
кк – коэффициент изменения качества.
Э = Эпр+ Эп+ Эт+ Эв = 3975 + 45276 + 317 + 0178 = 45632 млн.руб (6.7)
Расчет эксплуатационных затрат см. прил. Таблица 3.1
2 Определение основных параметров и технико-экономических показателей
Расчет объема и стоимости горно–капитальных работ а также приведение капитальных и эксплуатационных затрат к моменту сдачи объекта в эксплуатацию приведены в таблицах 3.2 и 3.3 (см. прил.).
где Енп – норма дисконта равная сумме (темп инфляции + норма прибыли + процент риска) Енп = 008 02; t – период приведения затрат т.е. период отделяющий время внесения затрат от момента приведения год.
3 Построение календарного графика вскрытия и отработки месторождения и распределение капитальных вложений по годам строительства и эксплуатации рудника
Исходные данные для построения календарного графика приведены в таблице 5.1 (см. прил.).
Установим минимально допустимую обеспеченность рудника вскрытыми запасами К1min :
При А = 0708 млн. тгод величина К1min будет равна 3 х 0708 = 2124 млн. т руды (рудной массы).
При вскрытии вертикальными стволами производительности рудника А = 0708 млн. тгод и длине горизонтальных выработок по цепи главного направления равной 1200 м
В данном курсовом проекте произведены следующие расчеты и выборы.
Подсчитав балансовый запасы получены следующие данные: величина балансовых запасов 37730 млн т. Годовая производительность 0708 млн. тгод с оптимальным сроком службы рудника 53 лет.
При выборе схемы вскрытия выполнили необходимые чертежи и приняли схему вскрытия вертикальными шахтными стволами.
Также произвели выбор системы разработки методом исключения и приняли этажно-камерную систему разработки. Для выбранной системы разработки произвели расчёт календарного графика вскрытия и отработки месторождения.
Технология подземной разработки месторождений: метод. Указания по лабораторным работам сост. : Б.А. Ахпашев А.И. Голованов Е.Г Малиновский. – Красноярск : СФУ 2011.- 68с.
Сборник примеров и задач по подземным горным работам: Учеб
пособие ГАЦМиЗ.- Красноярск2002. - 120с.
Технология очистной выемки руд: Сост. Д.Е. Малофеев Б.А. Ахпашев; ГУЦМиЗ. – Красноярск 2004.- 68 с.
Малахов В.М «Подземная разработка рудных месторождений».
Средний угол падения град
Средняя мощность залежи м
Длина по простиранию м
Глубина залегания до его верхней границы м
Глубина распространения (до нижней границы) м
Устойчивость полезного ископаемого
Устойчивость вмещающих пород
Коэффициент крепости полезного ископаемого
Плотность полезного ископаемого тм3
Ценность полезного ископаемого
Расчет эксплуатационных затрат
Поддержание выработок:
– вертикального ствола
Подземный транспорт руды
00 3773 (0909) ·0007
Всего уточненных затрат за рассматриваемый период эксплуатации
в т.ч. средние годовые затраты
Объем и стоимость горно–капитальных работ.
Стои-мость 1 тыс.руб
Ствол вспомогательный
Околоствольный двор:
Камера дробильного комплекса
Здание подъемных машин
Погрузочные бункеры эстакады
Итого по варианту II
Приведение капитальных и эксплуатационных затрат к моменту сдачи объекта в эксплуатацию
Величина затрат по годам строительства и эксплуатации млн. руб
Эt (1+Енп)–t = 12580
Таблица 5.1 – Распределение капитальных затрат по этажам
Количество рудной Массы
Кап. затраты вскрытия этажа млн. руб
Производственная мощность рудника - 0708 млн. тгод
Календарный график вскрытия и отработки месторождения
Год строительсва и эксплуатации рудника
Движение вскрытых запасов по этажам по годам строительства и эксплуатации рудника млн.т
Годовая производительность рудника
Обеспеченность рудника вскрытими запасами млн т
Распределение капитальных вложений
В % от сметной стоимости
В денежном выражении млн. руб
Первоначальные запасы руды на этаже
Нормативный срок вскрытия запасов этажа лет