Определение годовой производительной мощности рудника по горным возможностям

Курсовой проект

по дисциплине

«Технология и комплексная механизация подземных горных работ»

 

 

Выполнил: студент группы ПР-12

Мартынов В.В.

Проверил: Петров А.Н.

 

Якутск 2017 г.

Оглавление

Задание на проектирование. 3

1. Определяем запасы руды.. 4

2. Определение годовой производительной мощности рудника по горным возможностям.. 5

3. Определяется срок отработки месторождения. 6

4. Выбираются сечения вскрывающих выработок. 8

5. Выбранные сечения выработок проверяются по условиям вентиляции 10

6. Объемы стволов, квершлагов, подземных дробилок, трансформаторных и насосных станций. 11

7. Расчет затрат на вскрытие. 13

8. Календарный план – график вскрытия месторождения: 18

1. Расчетная часть по 1 варианту. 18

2. График выполнения работ по вскрытию.. 19

9. Список использованной литературы.. 21

 

 

 

Задание на проектирование

Вариант 11

Разработать проект вскрытия и подготовки рудного месторождения.

Горно-геологические условия залегания рудного тела:

- местность - равнинная;

- мощность покрывающих пород – 500 м.

- устойчивость руды – устойчивая;

- устойчивость вмещающих пород – неустойчивые;

- угол падения – 80 градусов;

- мощность - 20 м;

- падение – 300 м;

- простирание – 1200 м;

- руда –ценная;

- крепость руды – 12;

- крепость вмещающих пород – 8;

- угол сдвижения вмещающих пород – 78;

- угол сдвижения наносов – 45;

- система разработки –слоевого обрушения.

 

 

Определяем запасы руды

1).Промышленные запасы руды в месторождении:

Т = L * (Н_р - Н_н) * m * γ / SinA=1200*289,81*20*2,8/sin80=19775669 т.

 

где: L- средняя длина рудного тела по простиранию, 1200 м;

Н_н – глубина наносов, 500м;

Н_р – глубина разработки, 789,81м;

m- мощность рудного тела, 20 м;

Y-объемный вес руды, 2,8 т/ ;

ᾳ-угол падения, 80 град.

2).Извлекаемые запасы руды в месторождении:

Т_из = Т (1- η) / (1- ρ)= 19775669(1-0,03)/(1-0,05)=20191999 т.

 

n- коэффициент потерь, 0,03;[ табл.1]

p- коэффициент разубоживания, 0,05;[ табл.2]

Среднее годовое понижение очистной выемки для мощности 5÷15 м и угла падения 60 град.

Таблица 3

Простирание рудного тела	Годовое понижение выемки по вертикали
среднее	наименьшее	наибольшее
Очень больших размеров (свыше 1000 м* и свыше 1500 м) Одноэтажная выемка
Больших размеров (от 600 до 1000 м* и от 1000 до 1500 м**) Одноэтажная выемка
Средних размеров (от 300 до 600 м* и от 600 до 1000 м**) Одноэтажная выемка
Небольших размеров (до 300 м* и до 300 м**) Одноэтажная выемка
* - при мощности рудных тел более 15 м ** - при мощности рудных тел менее 15 м

 

 

Поправочные коэффициенты

Таблица 4.

Угол падения, град	Поправочный коэффициент К1	Мощность рудных тел, м	Поправочный коэффициент К2
	1,2	До 5	1,25
	1,0	5-15	1,0
	0,9	15-25	0,8
	0,8	Более 25	0,6

 

Определение годовой производительной мощности рудника по горным возможностям

- Определение условной производительности по формуле Тейлора

Продолжительность работы рудника может быть определена приближенным методом по эмпирической формуле Тейлора:

Т = 6,5 х В ^0,25=6,5 х 20 ^0,25= 13 лет

Q = А / Т = 19775669/13=1521205,3 т / год;

Где: Т - продолжительность работы рудника, лет;

А - запасы руды, т;

В - запасы руды, млн. т.;

Q - производительность рудника, т/год.

- По годовому понижению выемки (по М.И. Агошкову)

Р = V*S*γ*(1-n)*K₁*K₂/(1-ρ) = 20*24000*2,8*0,97*1,2*0,6/0,95=988052,2т/год=988тыс. т/год

V = 20 – среднегодовое понижение выемки по всей рудной площади;[ табл.3]

S = 24000 м² – площадь разрабатываемого рудного тела;

K₁ = 1,2 – поправочный коэф. на угол падения; [табл.4]

K₂ = 0,6 – поправочный коэф. на мощность рудного тела. [табл.4]

Определяется срок отработки месторождения

по 1 варианту

t = 13+1,5+1,7+2,7+0,42+1,3=20,6лет

где: t_р=13 лет – время работы рудника, лет;

t_кверш=5541,6/300=18,4мес=1,5лет – время проходки квершлагов, лет;

t_к.ш=1200*5/300=20мес=1,7лет – время проходки капитальных штреков, лет;

t_ств=1612,68/50=32мес=2,7лет – время проходки стволов,

t_ов =0,42лет–время проходки околоствольных выработок, лет;

t_з=1,3– время затухания горных работ при доработке месторождения ~ 10% от t_р.

Определяется срок отработки месторождения

по 2 варианту

t = 13+0,9+1,7+2,7+0,42+1,3=20 лет

где: t_р=13 лет – время работы рудника, лет;

t_кверш=3127,6/300=10,4мес=0,9 лет – время проходки квершлагов, лет;

t_к.ш=1200*5/300=20мес=1,7лет – время проходки капитальных штреков, лет;

t_ств=1613,9/50=32,2мес=2,7лет – время проходки стволов,

t_ов =0,42лет–время проходки околоствольных выработок, лет;

t_з=1,3– время затухания горных работ при доработке месторождения ~ 10% от t_р.

Экономически целесообразные сроки существования горных предприятий

Мощность предприятия – добыча руды, тыс. т. в год	Сроки существования предприятия, лет
При небольшой глубине и легких условиях вскрытия и разработки	При большой глубине и трудных условиях вскрытия и разработки
50-100	8-10	12-15
100-200	10-12	15-18
200-500	13-15	20-25
500-1000	15-20	25-30
1000 и более	20-25	30-40 и более

Выбираются сечения вскрывающих выработок

Стволы.

а) Для стволов со скиповым подъемом:

Находится емкость скипа:

V_ск=((К_р*Р)/(3600*Д*n*γ_р))*((4*(Н+h)^1/2)+t_п)=

=((1,8*988)/(3600*305*18*1,5))*((4* ))+10)=7м³.

γ_р = объемный вес разрыхленного полезного ископаемого;

 

γ_р = γ / Кр=2,8/1,8=1,5 т/м3

 

Где: Кр – коэффициент разрыхления. Кр = 1,1÷1,8;

Д – Количество рабочих дней в году;

n - число часов работы подъема в сутки от 18 до 21 часа;

t_п - пауза на загрузку и разгрузку скипа, сек. принимается по

Расчет затрат на вскрытие

Таблица 16 – Капитальные затраты

Наименование выработки	Длина, м	Сечение, м2	Объем, м3	Скорость проходки, м/сут	Время проведения, суток	Стоим. проход. Ед. руб.	Сумма, тыс.руб.
одной	общая
I вариант
Ствол главный	806,34	806,34	28,26		1,96	411,4
Ствол вентиляционный	806,34	806,34	28,26		1,96	411,4
Копер	-	-	-	-	-	-	-
Надшахтное здание	-	-	-	-	-	-	-
Здание подъемных машин	-	-	-	-	-	-	-
Погрузочные бункера	-	-	-	-	-	-	-
Квершлаги 1 гор. (2шт)	529,64	1059,28			2,5	423,7		6355,7
Квершлаги 2 гор. (2шт)	541,28	1082,56			2,5
Квершлаги 3 гор. (2шт)	553,93	1107,86			2,5	443,1
Квершлаги 4 гор. (2шт)	566,63	1133,26			2,5	453,3		6799,5
Квершлаги 5 гор. (2шт)	579,32	1158,64			2,5	463,4		6951,5
Штреки 1 гор. (2шт)					2,5
Штреки 2 гор. (2шт)					2,5
Штреки 3 гор. (2шт)					2,5
Штреки 4 гор. (2шт)					2,5
Штреки 5 гор. (2шт)					2,5
Орты 1 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Орты 2 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Орты 3 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Орты 4 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Орты 5 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Рудоспуск 2 гор.			6,25	393,8		31,5		196,88
Рудоспуск 3 гор.			6,25					656,25
Водосборник	-		-		-	15,8		225,6
Итого, сумма	294746,4				-	15,8		225,6
II вариант
Ствол главный	583,15	583,15	28,26		1,96	297,5
Слепой ствол 1			28,26		1,96	114,3
Слепой ствол 2			28,26		1,96	114,3
Ствол вентиляционный	583,15	583,15	28,26		1,96	297,5
Копер	-		-	-	-	-	-
Надшахтное здание	-		-	-	-	-	-
Здание подъемных машин основного ствола	-		-	-	-	-	-
Подъемные машины слепого ствола	-		-	-	-	-	-
Погрузочные бункера основного ствола	-		-	-	-	-	-
Погрузочные бункера слепого ствола	-		-	-	-	-	-
Квершлаги 1 гор. (2шт)	534,18	1068,36			2,5	427,3
Квершлаги 2 гор. (2шт)	546,41	1092,8			2,5	437,1
Квершлаги 3 гор. (2шт)	148,42	296,84			2,5	118,7
Квершлаги 4 гор. (2шт)	160,76	321,5			2,5	128,6
Квершлаги 5 гор. (2шт)	174,03	348,1			2,5	139,24		2088,5
Штреки 1 гор. (2шт)					2,5
Штреки 2 гор. (2шт)					2,5
Штреки 3 гор. (2шт)					2,5
Штреки 4 гор. (2шт)					2,5
Штреки 5 гор. (2шт)					2,5
Орты 1 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Орты 2 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Орты 3 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Орты 4 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Орты 5 гор. (18шт)	71,79	1292,2			3,92	329,6		10854,2
Рудоспуск 2 гор.			6,25	393,8		31,5		196,88
Рудоспуск 3 гор.			6,25					656,25
Водосборник	-	-	-		-	15,8		225,6
Итого, сумма	356955,2

Таблица 17 – расчет эксплуатационных запасов

Эксплуатационные расходы
Наименование эксплуатационных расходов	Ед. изм.	Стоимость, руб.ед.	Длина, м	Сумма, тыс. руб.
I вариант
Поддержание:
Главного и вспомогательного ствола	Руб/м.год		1612,68	161,3
Квершлагов	Руб/м.год		5541,6	332,5
Штреков	Руб/м.год
Ортов	Руб/м.год		6461,1	387,6
Транспорт	Руб/м год	0,8	25615,38	20,5
Итого, сумма	1621,9
II вариант
Поддержание:
Главного и вспомогательного ствола	Руб/м.год		1166,3	116,6
Слепых стволов	Руб/м.год			44,8
Квершлагов	Руб/м.год		3127,6	187,6
Штреков	Руб/м.год
Ортов	Руб/м.год		6461,1	387,6
Транспорт	Руб/м год	0,8		18,5
Итого, сумма	1475,1

 

Суммируем капитальные и эксплуатационные расходы по каждому варианту и находим приведенные затраты:

З_с = (Е х К_з) + Э_з х Т_от

Зс₁ = 0,12*294746,4 + 1621,9*20,6 = 68780,7 тыс.руб

Зс₂ = 0,12*356955,2 +1475,1*20 = 72336,6 тыс.руб

где:

1З_с – затраты суммарные по первому вариантам, руб.; 2З_с – затраты суммарные по второму вариантам, руб.; Е – нормативный коэффициент = 0,12 – 0,15; К_з – капитальные затраты по варианту, т/руб; Э_з - эксплуатационные расходы за год по варианту, т/руб; Т_от- время отработки месторождения, лет;

Удельные затраты по вариантам:

Пз₁ = Зс₁ / Т_из =68780,7/19775,7 = 3,47 руб/т

Пз₂ = Зс₂ / Т_из = 72336,6/19775,7 = 3,65руб/т

где:

1П_з- приведенные затраты по первому варианту, руб; 2П_з- приведенные затраты по второму варианту, руб; Т_из – промышленные запасы руды в месторождении, т.

Находим абсолютную ошибку по каждому варианту, принимая относительную ошибку подсчета затрат ± 10%, т.е. на 20%:

 

∆а₁ = Пз₁ х 0,2 = 0,7

∆а₂ = Пз₂ х 0,2 = 0,7

 

Пз₁ - Пз₂ = 0,18

∆а₁ + ∆а₂ = 1,4

Пз₁ - Пз₂ < ∆а₁ + ∆а₂

 

1П_з - 2П_з; < ∆а₁ + ∆а₂, варианты равноценны

 

Вывод: В техническом отношении Вариант 1 имеет некоторые преимущества перед вторым. По горнотехническим условиям он имеет улучшенную вентиляцию, так же безопаснее и экономически выгодна. Принимаем вскрытие месторождения по первому варианту, т. е. этажными штольнями.

8. Календарный план – график вскрытия месторождения:

1. Расчетная часть по 1 варианту

Таблица 18 - Расчет выполнения работ по вскрытию и подготовке месторождения

№	Работы и выработки	Количество рабочих	L, м	S, м2	V, м3	Скорость проходки, м/мес	Время выполнения, мес
	Подгот. площадки		100х100		-		1,7857
	Проходка ГС		806,34	28,26	22787,17		14,661
	Проходка ВС		806,34	28,26	22787,17		14,661
	Квершлаги 1 гор. (2шт)		529,64				7,5662
	Квершлаги 2 гор. (2шт)		541,28				7,732
	Квершлаги 3 гор. (2шт)		553,93				7,913
	Квершлаги 4 гор. (2шт)		566,63				8,094
	Квершлаги 5 гор. (2шт)		579,32				8,276
	Штреки 1 гор. (2шт)						34,286
	Штреки 2 гор. (2шт)						34,286
	Штреки 3 гор. (2шт)						34,286
	Штреки 4 гор. (2шт)						34,286
	Штреки 5 гор. (2шт)						34,286
	Орты 1 гор. (18шт)		1292,2				13,602
	Орты 2 гор. (18шт)		1292,2				13,602
	Орты 3 гор. (18шт)		1292,2				13,602
	Орты 4 гор. (18шт)		1292,2				13,602
	Орты 5 гор. (18шт)		1292,2				13,602
	Рудоспуск 2 гор.			6,25	393,75	58,5	1,0769
	Рудоспуск 3 гор.			6,25	1312,5	58,5	3,5897
	Водосборник		-	-			0,564
	Околоствольные дворы (5гор)		-	-			62,5
	Насосная станция		-	-			0,564
	Электроподстанция		-	-			1,4
	Дробильные камеры (3шт)		-	-
Итого	388,82

 

 

Список использованной литературы

 

1. Методическое пособие по выполнению курсового проекта по дисциплине «Подземная и комбинированная разработки рудных месторождений» - Г.Н. Добровольский, д.т.н., профессор кафедры ПРМПИ. А.Н. Петров, к.т.н., зав. кафедрой ПРМПИ

2. Проектирование технологических схем и процессов подземной добычи руды (Справочное пособие). М., Недра, 1993.

3. В.Р. Именитов. Системы подземной разработки рудных месторождений. Москва – 2000.

4. М.И. Агошков, С.С. Борисов, В.А. Боярский. Разработка рудных и не рудных месторождений. М-Недра, 1983.

5. Справочник по горнорудному делу. М-1961.

6. В.К. Шехурдин. Проведение подземных горных выработок. М-Недра,1991.

7. Моссаковский Я.В. Экономическая оценка инвестиций в горной промышленности: Учебник для вузов. – М.: Издательство Московского государственного горного университета, 2004.

8. Петров А. Н. «Методические указания» к составлению курсового проекта по дисциплине «ППГР»: Якутск, изд. ЯГУ, 2004;

9. Строительные нормы и правила. Подземные горные выработки 3. 02. 03-84

 

 

Курсовой проект

по дисциплине

«Технология и комплексная механизация подземных горных работ»

 

 

Выполнил: студент группы ПР-12

Мартынов В.В.

Проверил: Петров А.Н.

 

Якутск 2017 г.

Оглавление

Задание на проектирование. 3

1. Определяем запасы руды.. 4

2. Определение годовой производительной мощности рудника по горным возможностям.. 5

3. Определяется срок отработки месторождения. 6

4. Выбираются сечения вскрывающих выработок. 8

5. Выбранные сечения выработок проверяются по условиям вентиляции 10

6. Объемы стволов, квершлагов, подземных дробилок, трансформаторных и насосных станций. 11

7. Расчет затрат на вскрытие. 13

8. Календарный план – график вскрытия месторождения: 18

1. Расчетная часть по 1 варианту. 18

2. График выполнения работ по вскрытию.. 19

9. Список использованной литературы.. 21

 

 

 

Задание на проектирование

Вариант 11

Разработать проект вскрытия и подготовки рудного месторождения.

Горно-геологические условия залегания рудного тела:

- местность - равнинная;

- мощность покрывающих пород – 500 м.

- устойчивость руды – устойчивая;

- устойчивость вмещающих пород – неустойчивые;

- угол падения – 80 градусов;

- мощность - 20 м;

- падение – 300 м;

- простирание – 1200 м;

- руда –ценная;

- крепость руды – 12;

- крепость вмещающих пород – 8;

- угол сдвижения вмещающих пород – 78;

- угол сдвижения наносов – 45;

- система разработки –слоевого обрушения.

 

 

Определяем запасы руды

1).Промышленные запасы руды в месторождении:

Т = L * (Н_р - Н_н) * m * γ / SinA=1200*289,81*20*2,8/sin80=19775669 т.

 

где: L- средняя длина рудного тела по простиранию, 1200 м;

Н_н – глубина наносов, 500м;

Н_р – глубина разработки, 789,81м;

m- мощность рудного тела, 20 м;

Y-объемный вес руды, 2,8 т/ ;

ᾳ-угол падения, 80 град.

2).Извлекаемые запасы руды в месторождении:

Т_из = Т (1- η) / (1- ρ)= 19775669(1-0,03)/(1-0,05)=20191999 т.

 

n- коэффициент потерь, 0,03;[ табл.1]

p- коэффициент разубоживания, 0,05;[ табл.2]

Среднее годовое понижение очистной выемки для мощности 5÷15 м и угла падения 60 град.

Таблица 3

Простирание рудного тела	Годовое понижение выемки по вертикали
среднее	наименьшее	наибольшее
Очень больших размеров (свыше 1000 м* и свыше 1500 м) Одноэтажная выемка
Больших размеров (от 600 до 1000 м* и от 1000 до 1500 м**) Одноэтажная выемка
Средних размеров (от 300 до 600 м* и от 600 до 1000 м**) Одноэтажная выемка
Небольших размеров (до 300 м* и до 300 м**) Одноэтажная выемка
* - при мощности рудных тел более 15 м ** - при мощности рудных тел менее 15 м

 

 

Поправочные коэффициенты

Таблица 4.

Угол падения, град	Поправочный коэффициент К1	Мощность рудных тел, м	Поправочный коэффициент К2
	1,2	До 5	1,25
	1,0	5-15	1,0
	0,9	15-25	0,8
	0,8	Более 25	0,6

 

Определение годовой производительной мощности рудника по горным возможностям

- Определение условной производительности по формуле Тейлора

Продолжительность работы рудника может быть определена приближенным методом по эмпирической формуле Тейлора:

Т = 6,5 х В ^0,25=6,5 х 20 ^0,25= 13 лет

Q = А / Т = 19775669/13=1521205,3 т / год;

Где: Т - продолжительность работы рудника, лет;

А - запасы руды, т;

В - запасы руды, млн. т.;

Q - производительность рудника, т/год.

- По годовому понижению выемки (по М.И. Агошкову)

Р = V*S*γ*(1-n)*K₁*K₂/(1-ρ) = 20*24000*2,8*0,97*1,2*0,6/0,95=988052,2т/год=988тыс. т/год

V = 20 – среднегодовое понижение выемки по всей рудной площади;[ табл.3]

S = 24000 м² – площадь разрабатываемого рудного тела;

K₁ = 1,2 – поправочный коэф. на угол падения; [табл.4]

K₂ = 0,6 – поправочный коэф. на мощность рудного тела. [табл.4]