Проект вскрытия и подготовки рудного месторождения

Автор работы: Пользователь скрыл имя, 05 Ноября 2013 в 08:54, дипломная работа

Краткое описание

Большое число изменчивых горно-геологических условий залегания рудных залежей требует применения различных вариантов их вскрытия и их подготовки. Правильно подобранный и обоснованный вариант вскрытия и подготовки месторождения обеспечит безопасность ведения горных работ и максимальную возможную производительность строящегося горнодобывающего предприятия.

Содержание

Введение ……………………………………………………………… 4
1. Оценка исходных данных …………………………………………… 5
1.1. Горно-геологические условия проектирования рудника ………5
1.2 Выбор и характеристика системы разработки месторождения …... 6
2. Основные этапы проектирования рудника ………………………...8
2.1. Подсчёт запасов руды в шахтном поле ……………………………..8
2.2. Построение границ зоны сдвижения ……………………………….. 10
2.3 Определение производственной мощности подземного рудника ...12
2.4. Определение срока существования рудника ……………………….14
2.5. Подготовка шахтного поля …………………………………………..15
2.6. Подготовка основного (откаточного) горизонта …………………...15
2.7. Определение высоты этажа и эксплуатационных запасов рудной массы в блоке …………………………………………………15
2.8. Вскрытие шахтного поля ……………………………………………18
2.9. Выбор рационального вида транспорта по вскрывающим и подготовительным горным выработкам ………………18
2.10. Определение площади поперечного сечения горно-капитальных и подготовительных выработок ……………… 18
2.11. Выбор типа околоствольного двора рудоподъёмного ствола …… 19
2.12. Определение числа и размеров рудоподъёмных стволов ………… 20
3. Экономическая оценка проектирования рудника …………………. 21
3.1. Капитальные затраты на вскрытие и подготовку месторождения ... 21
3.2. Годовые эксплуатационные затраты ………………………………. 24
4. Заключение …………………………………………………………... 27
4.1. Основные технико-экономические показатели по проекту ………27
Список использованных источников ……………………………….29

Вложенные файлы: 1 файл

1.docx

— 97.72 Кб (Скачать файл)

 

где – среднегодовое понижение уровня выемки, м/год; К12, К3, К4 – поправочные коэффициенты; – средняя горизонтальная рудная площадь этажа, м2; - плотность руды т/м3; П и Р – соответственно потери и разубоживание руды при ее добыче.

 

2.3.2 Среднегодовое понижение уровня выемки зависит от средней горизонтальной рудной площади этажа:

,

- длина шахтного  поля по простиранию, м; – горизонтальная мощность залежи, м; - нормальная мощность залежи, м; - угол падения руной залежи, град.

 

 

Эта зависимость выражается следующим образом:

, тыс. м2

менее 5

5-12

12-25

более 25

, м/год

30

30-25

25-22

15


Поправочный коэффициент К1 определяется углом падения рудного тела α:

α, град.

90

60

45

30

К1

1,2

1,0

0,9

0,8


Поправочный коэффициент  К2 определяется нормальной мощностью рудного тела:

, м

< 3

3-5

5-15

15-25

> 25

К2

1,3

1,2

1,0

0,8

0,6


В зависимости от применяемой  системы разработки поправочный  коэффициент К3 и показатели потерь П и разубоживания Р имеют следующие значения:

Применяемые системы разработки месторождения

К3

П, доли ед.

Р, доли ед.

Камерно-столбовая система  разработки

1,0

0,193

0,041

Система разработки подэтажными штреками

1,0

0,115

0,042

Система разработки с магазинированием руды

1,0

0,020

0,059

Система разработки горизонтальными слоями с закладкой

0,8

0,012

0,018

Система подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами

1,0

0,075

0,062

Комбинированная система  разработки

0,9

0,127

0,056


Поправочный коэффициент  К4 определяется числом этажей Nэ, находящихся в одновременной отработке:

Nэ

1

2

>3

К4

1,0

1,2-1,5

1,5-1,7


 

 

2.4 Определение срока существования рудника

2.4.1 Определяем расчётный срок службы рудника Тр (лет) по формуле:

 

 

2.4.2 Определяем полный срок службы рудника Тп (лет) по формуле:

 

где tp, tз – продолжительность периодов развития и затухания добычи, лет (tp + tз =3,2+2,6).


Полученное значение полного  срока службы рудника Тп проверяем по нормативному сроку службы рудника Тн (по таблице 2.4). Если  данное условие не выполняется, то необходимо уменьшить значение проектной мощности рудника А.

Таблица 2.4. Минимальный срок существования рудника (без обогатительной фабрики) с учётом развития и затухания добычи

Годовая проектная мощность рудника, млн. т

0,1…0,5

0,5…1,0

1,0…3,0

3,0…5,0

5,0…6,0

7,0…10,0

10,0…15,0

Минимальный срок существования рудника, лет

10…20

20…25

25…30

30…35

35…40

40…45

45…50


 

Так как условие выполняется, то необходимость уменьшения  проектной мощности отсутствует. 


2.5 Подготовка шахтного поля

Выбираем способ подготовки шахтного поля. В зависимости от горно-геологических условий залегания рудных тел в данном случае возможно применение этажного способа подготовки шахтного поля, так как рудная залежь является крутопадающая с углом падения 58º.

 

2.6 Подготовка основного (откаточного) горизонта

Выбираем способ подготовки основного (откаточного) горизонта. Исходя из заданных горно-геологических характеристик залегания месторождения выбираем смешанную (рудно-полевую) штрековую подготовку с кольцевой откаткой. Схема подготовки горизонта представлена на листе графической части курсового проекта.

 

2.7 Определение высоты этажа и эксплуатационных запасов рудной массы в блоке

2.7.1 В зависимости от принятой системы разработки определяем вертикальную высоту этажа h, и другие показатели.

Значения ориентировочной  вертикальной высоты этажа  для различных систем разработки приведены в табл. 2.7.

Таблица 2.7. Рекомендуемая высота этажа для различных систем разработки

Система разработки

Рекомендуемая высота этажа, м

Камерно-столбовая

по вертикальной мощности рудного тела

Система разработки с подэтажными  штреками

80

Система разработки с магазинированием руды

50

Система разработки горизонтальными  слоями с закладкой

60

Система подэтажного обрушения  с отбойкой руды глубокими скважинами

80

Комбинированная система  разработки (этажно-камерная для отработки камерных запасов и подэтажного обрушения с отбойкой руды глубокими скважинами для выемки междублокового целика)

70



Таким образом, для Комбинированной системы разработки принимаем высоту 70 м.

2.7.2 Определяем число этажей nэ в шахтном поле по формуле:

 

 

2.7.3 После округления полученной величины nэ до целого числа производим корректировку вертикальной высоты hэ по формуле:

 

 

2.7.4 Определяем балансовые запасы руды в этаже Zбэ (т) по формуле:

 

 

2.7.4 Определяем срок отработки этажа tэ (лет) по формуле:

 

 

2.7.5 Определяем число блоков в этаже nб(шт) по формуле:

 

 

где Sбл – размер блока по простиранию (по табл. 2.7.1), м.

 

 

 

 

Таблица 2.7.1. Рекомендуемые размеры очистного блока по простиранию залежи

Система разработки

Размер блока по простиранию  залежи, м

Камерно-столбовая

100

Система разработки с подэтажными  штреками

50

Система разработки с магазинированием руды

50

Система разработки горизонтальными  слоями с закладкой

60

Система подэтажного обрушения  с отбойкой руды глубокими скважинами

50

Комбинированная система  разработки (этажно-камерная для отработки  камерных запасов и подэтажного  обрушения

98




 

Таким образом, размер блока  по простиранию залежи принимаем равным 98 м.

2.7.6 Определяем балансовые запасы руды в блоке (панели) Zб.бл (т) по формуле:

 

 

2.7.7 Определяем эксплуатационные запасы рудной массы в блоке (панели) Zэ.бл (т) по формуле:

 

 

 


 

 


2.8 Вскрытие шахтного поля

Определяем очерёдность вскрытия и отработки запасов месторождения подземным способом.

Так как расчётный срок существования шахты составил 25 лет, вскрытие шахтного поля производим на всю разведанную глубину месторождения.

 

2.9 Выбор рационального вида транспорта по вскрывающим и подготовительным горным выработкам

В соответствии с принятой годовой производительностью рудника  принимаем электровозный вид транспорта.

Типоразмеры подвижного состава  и ширина колеи рельсового пути электровозного транспорта принимаем по рекомендациям таблицы 2.9.

Таблица 2.9. Параметры подвижного состава электровозного транспорта

Годовая производительность рудника, млн. т/год

Ширина колеи, мм

Сцепной вес локомотива, кН

Вместимость вагонетки, м3

с глухим кузовом

опрокидной и саморазгружающейся

до 0,2

600

50-70

0,7; 1,2

0,5; 0,8

0,2-0,5

600; 750

70-100

1,2; 2,2

1,6

0,5-1,0

750

100

2,2

1,6; 2,5

1,0-3,0

750

140

4,0

-

3,0 и более

900

200-280

4,0; 8,0

-


 

Таким образом, в зависимости  от определенной годовой производительности рудника равной т/год принимаем параметры подвижного электровозного транспорта равные: ширина колеи – 750 мм, сцепной вес локомотива – 140кН, вместимости вагонетки – 4,0 .

 

2.10 Определение площади поперечного сечения горно-капитальных и подготовительных выработок

Определяем площадь поперечного  сечения одно- и двухпутных горно-капитальных  и подготовительных выработок, опираясь на данные приложений 1, 4, 5 [1].


Принимаем двухпутную горную выработку так как расстояние от ствола до рудного тела не превышает 500м, с поперечным сечением равным 13,89м2, шириной 5200 мм и высотой 3700 мм.

 

2.11 Выбор типа околоствольного двора рудоподъёмного ствола

Согласно таблице 2.11 выбираем тип околоствольного двора.

Таблица 2.11. Рекомендуемые типы околоствольных дворов главного рудоподъёмного ствола и их объёмы

Годовая производительность рудника, млн. т

Число стволов, обслуживаемых околоствольным двором

Тип подъёма

Тип околоствольного двора

Объём околоствольного двора (без камер и бункеров), м3

0,10-0,15

1

Клетевой (1-2 клети)

Тупиковый односторонний

500-600

0,15-0,30

1

Клетевой (2 клети)

Тупиковый двухсторонний, кольцевой

1200-1400

0,20-0,40

1

Скипо-клетевой

Тупиковый двухсторонний, кольцевой

1400-1600

0,40-1,00

1

Скиповой (2 скипа) и клетевой или скипо-клетевой

Тупиковый двухсторонний, кольцевой

1500-2500 и более

1,00-2,00

1

Скиповой и клетевой

Кольцевой

4000-6000

2,00 и более

2

Скиповой и клетевой

Кольцевой

8000 и более


 

Таким образом, в зависимости  от определенной годовой производительности рудника, равной т/год, принимаем кольцевой тип околоствольного ствола.

 

 


2.12 Определение числа и размеров рудоподъёмных стволов

По принятому типу подъёмных  сосудов, их параметров и годовой  производительности рудника принимаем согласно приложению 2 [1] следующие размеры и количество рудоподъёмного ствола.

Главный ствол: диаметр 6,0м, 2 скипа емкостью 3…4 м3; клеть с размером  пола 4,5х1,5 м, двухэтажная, вагонетки ВГ-4,0у – 2шт.или ВГ-2,2 – 2 шт.

Информация о работе Проект вскрытия и подготовки рудного месторождения