Вскрытие рудного месторождения

Вскрытие рудного месторождения

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;

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:

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:

Расчет угла сдвижения:

b₁ = 35⁰ + 3,4^0. 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 = 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.

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

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:

_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 ³ 4)….. t = 20 - 30 мм.

Проектная ширина выработки в проходке:

₁ = B + 2t = 3 + 2*20=3.04м

Проектная высота выработки в проходке:

= h_в +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:

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;

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:

 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:

 - 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:

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:

_м = 6,8 W_м N_м, м³/мин,

при 15 работающих ПДМ с мощностью двигателя 100кВт_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

Расчет объемов околоствольных дворов:

- у главных вертикальных стволов

м³,

у наклонных конвейерных стволов

,  м³,

- у вентиляционных стволов

_ОД = (100 ÷ 200). А_э,  млн.т,

где А_э - годовая производительность этажа, млн.т.

 Т = 0,078 млн.т

Капитальные затраты на вскрытие месторождения

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.

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

где с_кВт - стоимость одного кВт;

- число календарных дней в году;

- продолжительность суток, ч;

W_вент - мощность электродвигателя вентилятора, кВт/ч.

Годовые эксплуатационные расходы

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.