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 * (Нр - Нн) * m * γ / SinA=1200*289,81*20*2,8/sin80=19775669 т.

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

Нн – глубина наносов, 500м;

Нр – глубина разработки , 789,81м;

m- мощность рудного тела, 20 м;

Y-объемный вес руды , 2,8 т/ Определение годовой производительной мощности рудника по горным возможностям - student2.ru ;

ᾳ-угол падения, 80 град.

2).Извлекаемые запасы руды в месторождении:

Тиз = 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: tр=13 лет – время работы рудника, лет;

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

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

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

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

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

Определяется срок отработки месторождения

по 2 варианту

t = 13+0,9+1,7+2,7+0,42+1,3=20 лет

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

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

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

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

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

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

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:

Vск=((Кр*Р)/(3600*Д*n*γр))*((4*(Н+h)1/2)+tп)=

=((1,8*988)/(3600*305*18*1,5))*((4* Определение годовой производительной мощности рудника по горным возможностям - student2.ru ))+10)=7м3.

γр = объемный вес разрыхленного полезного ископаемого;

γр = 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;

tп - 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:

Зс = (Е х Кз) + Эз х Тот

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:

с – затраты суммарные по первому вариантам, руб.; 2Зс – затраты суммарные по второму вариантам, руб.; Е – нормативный коэффициент = 0,12 – 0,15; Кз – капитальные затраты по варианту, т/руб; Эз - эксплуатационные расходы за год по варианту, т/руб; Тот- время отработки месторождения, лет;

Удельные затраты по вариантам:

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

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

где:

з- приведенные затраты по первому варианту, руб; 2Пз- приведенные затраты по второму варианту, руб; Тиз – 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

з - 2Пз; < ∆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 * (Нр - Нн) * m * γ / SinA=1200*289,81*20*2,8/sin80=19775669 т.

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

Нн – глубина наносов, 500м;

Нр – глубина разработки , 789,81м;

m- мощность рудного тела, 20 м;

Y-объемный вес руды , 2,8 т/ Определение годовой производительной мощности рудника по горным возможностям - student2.ru ;

ᾳ-угол падения, 80 град.

2).Извлекаемые запасы руды в месторождении:

Тиз = 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]

Наши рекомендации