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/ 
;
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* 
))+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:
1Зс – 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:
1Пз- 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
1Пз - 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/ ;
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]