Ирина Эланс

Автор который поможет с любыми образовательными и учебными заданиями

Выбор и проверка сечений вскрывающих выработок

Федеральное государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования

Мурманский государственный технический университет

Апатитский филиал

Кафедра горного дела

Курсовой проект

по дисциплине "Вскрытие и подготовка рудных месторождений"

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

Тема: “Выбор и проверка сечений вскрывающих выработок”

Автор: студент гр. ГД-4п ______________ __Сидоренко М.Г.

(шифр) (подпись) (Ф.И.О.)

Оценка: _________________

Дата __________________

Проверил

Руководитель проекта: _доцент ______________ Чуркин О.Е.

(должность) (подпись) (Ф.И.О.)

Апатиты

2009

Оглавление:

10.

11.

12.

Исходные данные…………………………………………………..

Определение производственной мощности рудника…………….

Выбор способов вскрытия месторождения и составление схем вскрытия месторождения…………………………………………..

Вариант 1

Выбор сечений вскрывающих выработок………………………...

Проверка размеров сечений вскрывающих выработок по условию допустимой максимальной скорости воздуха………….

Расчёт капитальных затрат………………………………………...

Расчёт эксплуатационных расходов и расчёт приведённых затрат………………………………………......................................

Вариант 2

Расчет капитальных затрат………………………………………...

Расчёт эксплуатационных расходов………………………………

Расчёт приведённых затрат………………………………………...

Выбор варианта вскрытия………………………………………….

Библиографический список………………………………………..

Исходные данные

плотность руды γ = 2,7 т/м³;
крепость руды f = 12
угол залегания месторождения α = 55⁰;
наклонная высота рудного тела h = 180 м;
расстояние от долины до месторождения 565 м;
нормальная мощность рудного тела m=26 м;
длина рудного тела по простиранию 1850 м;
коэффициент потерь п=0,1;
коэффициент разубоживания р=0,15;

2.Определение производственной мощности рудника

Для крутопадающих месторождений производственная мощность определяется по формуле:

где ν – среднее годовое понижение уровня выемки, которое зависит от средней горизонтальной площади этажа S_г :

(где L_шп – длина рудного тела по простиранию, равная 1850м; m = 26м – нормальная мощность рудного тела; α = 55° - угол падения рудного тела)

Т.о. при S_г = 59 тыс. м² ν = 15м/год;

К₁= 0,95 при α = 55° – коэффициент, зависящий от угла падения рудного тела;

К₂= 0,6 при m = 26 м - коэффициент, зависящий от мощности рудного тела;

К₃= 1,0 при выборе системы разработки с этажным обрушением;

К₄= 1,3 при двух этажах, находящихся в одновременной выемке;

γ = 2,7 т/м³ – плотность руды;

п и р – коэффициенты соответственно потерь и разубоживания. При данной системе разработки п = 0,1 и р = 0,15.

После определения коэффициентов подставляем их в формулу:

≈1,87млн.т./год

Таким образом, срок существования проектируемого рудника ориентировочно рассчитывается по формуле:

Где Q - балансовые запасы, рассчитываемые по формуле:

где H=h*sinα

Подставим полученное значение балансовых запасов в формулу:

Рассчитанная производственная мощность должна быть проверена по минимальному сроку существования горного предприятия, который зависит от производственной мощности рудника и выбирается из табл. 1:

Таблица 1

Проектная мощность рудника, млн.т	0,1-0,5	0,5-1,0	1,0-3,0	3,0-5,0	5,0-7,0	7,0-10	10-15
Минимальный срок существования рудника, лет	10-20	20-25	25-30	30-35	35-40	40-45	45-50

По таблице минимальный срок существования 27 лет. Рассчитанный срок существования проектируемого рудника меньше, чем минимально допустимый. Поэтому рассчитанное значение А_г необходимо уменьшить до требуемой величины по формуле:

Число этажей:

n_э= , (h_э= 50 м – высота этажа).

3.Выбор способа вскрытия месторождения.

Учитывая, что производительность рудника 917 тыс.т/год, расстояние от долины до месторождения 565 м, нормальная мощность и угол падения рудной залежи соответственно равны 26 м и 55 градусов, то для сравнения принимаем следующие варианты вскрытия:

1) Вскрытие капитальной штольней с рудоспуском, при которой транспортный поток руды концентрируется на капитальной штольне. Но эта схема требует предварительной проходки вспомогательного слепого ствола, служащего для доставки людей, оборудования, материалов на добычные горизонты. Основным недостатком является сложность в проветривании.

Вскрывающие выработки: капитальная и вентиляционная штольни, штреки, слепой ствол и рудоспуски.

2) Вскрытие этажными штольнями: на каждом откаточном горизонте проходятся штольни, по которым рудная масса вывозится на поверхность и далее каким-либо транспортом (включая канатные дороги) транспортируется к обогатительной фабрике. Доставка рабочих, оборудования, материалов на каждый горизонт производится по склону горы. Схема простая, но требует наличия транспортных коммуникаций по склону горы, что не всегда возможно. Кроме того, затрудняется подогрев воздуха для подачи в рудник, так как сооружать калориферные на каждом этаже экономически не целесообразно.

Вскрывающие выработки: этажные штольни, штреки, ходовые восстающие.

Вариант 1. Вскрытие капитальной штольней с рудоспуском.

4. 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.

По расположению в пространстве все вскрывающие выработки делятся на вертикальные (стволы главные и вспомогательные, рудоспуски), наклонные (стволы главные и вспомогательные, автосъезды, уклоны, рудоспуски) и горизонтальные (квершлаги и штреки). Размеры сечений этих выработок, в основном, определяются габаритами транспортного и подъёмного оборудования.

Таблица 2

Параметры шахтных вагонеток

Марка вагонетки	Емкость кузова, м³	Ширина колеи, мм	Ширина, мм	Высота, мм	Длина, мм	Масса, кг
УВГ-0,7	0,7	600	850	1220	1250	488
УВГ-1,2	1,2	600;750	1000	1300	1850	780
УВГ-1,3	1,3	600	880	1300	2000	610
УВГ-2,2	2,2	600;750	1200	1300	2950	1518
УВГ-2,5	2,5	900	1240	1300	2975	1153
УВГ-4,0	4,0	900	1320	1500	3850	3860
УВГ-4,5	4,5	750; 900	1340	1550	3950	3850
УВГ-9,0	9,0	750; 900	1350	1550	7850	9000
УВГ-9,5	9,5	750; 900	1800	1600	7300	9350

Таблица 3

Параметры рудничных электровозов

Марка электровоза

Ширина

колеи, мм

Ширина,

мм

Высота,

мм

Длина,

мм

3КР-600

4КР

10КР2

14КР 2А

600

750; 900

960

1000

1048

1340

1400

1515

1500

1550

2590

3120

4500

4900

Принимаем для откатки руды вагонетки УВГ-4,5 и электровоз 14КР 2А. Их технические характеристики приведены в табл. 2,3.

Определим параметры сечения горизонтальной двухпутевой выработки:

1. h₁=1550 мм – высота транспортного оборудования;

2. h₂=400 мм – высота от почвы до головки рельса;

3. h_б=200 мм – высота балластного слоя;

4. h_з=1800 мм – высота подвески контактного провода;

5. h=2000 мм –высота стенки от почвы выработки;

6. h₄= h-h_б=1800 мм – высота стенки выработки от балластного слоя;

7. В=2А+т+п+т₁=2*1340+1000+500+500=4680 мм - ширина выработки в свету;

8. h₀===1560 мм – высота свода крепи;

9. h₅= h+h₀=2000+1560=3560 мм – высота выработки от почвы до верхней точки свода;

10. В₁=В+2t=4680+2*30=4740 мм – проектная ширина выработки в проходке, где t=30 – толщина стенки крепи.

11. Н= h₅+t=3560+30=3590 мм – проектная высота выработки в проходке;

12. R=0,905В=4235 мм – радиус осевой дуги свода;

13. r=0,173В=810 мм – радиус боковой дуги свода;

14. S_св=В(h₄+0,196В)=12,72м² – площадь поперечного сечения выработки в свету;

15. S_пр=В₁(h+0,196В₁)=13,88 м² – площадь поперечного сечения выработки в проходке.

Диаметр главного ствола (с клетью) и вентиляционного ствола принимаем равным d = 4,5м. Крепление ствола – бетонное с толщиной 250мм. Сечение ствола в проходке считается по формуле:

Диаметр ходовых восстающих выбираем равным 3,5м.

5.Проверка размеров сечений вскрывающих выработок по условию допустимой максимальной скорости воздуха

В соответствии с ЕПБ в подземных рудниках скорость движения струи воздуха не должна превышать следующих норм:

а) в очистных и подготовительных выработках 4 м/с;

б) в квершлагах, вентиляционных и главных откаточных штреках, капитальных бремсбергах и уклонах 8 м/с;

в) в остальных выработках 6 м/с;

г) в воздушных мостах (кроссингах) и главных вентиляционных штреках 10 м/с;

д) в стволах, по которым производятся спуск и подъём людей и грузов, 8 м/с;

е) в стволах, служащих только для подъёма и спуска грузов, 12 м/c;

ж) в стволах, оборудованных подъёмными установками, предназначенными для подъёма людей в аварийных случаях и осмотра стволов, а также в вентиляционных каналах 15 м/с;

з) в вентиляционных скважинах и восстающих, не имеющих лестничных отделений, скорость воздушной струи не ограничивается.

Для определения скорости движения воздуха по выработке необходимо знать количество воздуха, проходимое через данную выработку, и размеры сечения, через которое это количество воздуха проходит (вентиляционное сечение выработки).

1. Определим общее количество воздуха, необходимое для проветривания рудника. Оно должно быть не меньше величины, рассчитанной по каждому из следующих факторов:

По максимальному числу людей, одновременно находящихся в руднике:

Q_л = 6 п_л К_з , м³/мин,

где 6 - норма расхода воздуха на одного человека, м³/мин;

п_л - максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике,

К_з =1,5 - коэффициент запаса,

чел.,

К_н =1,1 - коэффициент неравномерности выхода трудящихся в смену;

Т_р =305 - число рабочих дней в году;

t_см =3 - число рабочих смен в сутки;

П_р =7 т/см - производительность подземного рабочего;

Таким образом

=1422 м³/мин

По расходу ВВ

где J_ВВ =0,04 м³/кг - газовость ВВ, в пересчёте на условную окись углерода; t_п =30 мин - продолжительность проветривания после взрыва;

с_д=0,008 – максимально допустимая концентрация газа в общей исходящей струе по окиси углерода;

q_ВВ - масса одновременно взрываемого ВВ

В соответствии с ЕПБ к расчету должно приниматься следующее наибольшее количество одновременно взрываемого ВВ:

а) при двухчасовом перерыве и проведении взрывных работ в начале перерыва в течение 30 мин – все количество ВВ, расходуемого в межсменный перерыв.

== 371,2 кг ,

причем А_см - сменная производительность рудника

= 1002,2 т/см

п_д =3 - число добычных смен в сутки;

q_I =1 кг/м³- удельный расход ВВ на отбойку.

б) в случаях, когда наибольшее количество ВВ на протяжении смены расходуется для вторичного дробления и на проходку выработок, к расчету следует принимать при 7-часовой смене 1/3 количества ВВ, расходуемого в течение смены, если эта часть ВВ больше расходуемого в междусменный перерыв, то есть:

==110 кг,

где q_П=0,19 - уд. расход ВВ на вторичное дробление при крепости руды f=12, кг/т,

А^в_см – среднесменное количество горной массы, отбиваемой при проходке выработок, м³;

q_в – удельный расход ВВ при проходке выработок, кг/м³.

==55,7м³/см,

q_в=2,5 – уд. расход ВВ при проходке выработок, кг/м³.

а) = = м³/мин

б) ==1833,3 м³/мин

Принимаем наибольшее количество воздуха, требуемое для проветривания рудника Q_ВВ = 4186,7 м³/мин.

По пылевыделению

Q_п = 90 + 46,5 А =()*60=5920 м³/мин

где А=0,917 млн. т/год - производственная мощность рудника.

2. Определим скорость движения воздуха по выработкам, принимая наибольшее из рассчитанных значение расхода его: Q_П=5920 м³/мин.

Общая формула:

, м/c ,

где Q_в - количество воздуха, проходящее через выработку, м³/мин;

S_вент - вентиляционное сечение выработки, м²

Скорость движения воздуха по двухпутевой горизонтальной выработке:

м/с.

Рассчитанная скорость меньше предельно допустимой по ПБ - 8 м/с.

По стволу:

м/с,

где S_сеч=πR²=15,9 м².

По ходовым восстающим:

м/с

Все рассчитанные скорости меньше предельно допустимых скоростей для различных выработок по ПБ.

6. Расчёт капитальных затрат.

Найдем затраты на проведение выработок по укрупнённым стоимостным показателям.

Таблица 4

наименование	число выработок, шт.	S, м²	длина выработки, м	объем выработки, м³	общий объем, м³	стоимость проходки, руб./м³	общая стоимость, тыс.руб.
1) Слепой ствол	2	15,9	160	2385	4770	100	477
2) Штольни 2.1)Главная штольня 2.2)Вспомогательная штольня	1 1	12,72	565	7186,8	14373,6	90 90	1293,6
3) Квершлаги 3.1)главные и вентиляционные гор. +100 гор. +50м гор. +0 м 3.2)вентиляционные гор. +150 м	2 2 2 2	12,72 12,72 12,72 12,72	49 83 118 14	623 1056 1501 178	6716	35	235
4) Штреки 4.1) главные гор. +100 гор. +50м гор. +0 м 4.2)вентиляционные гор. +150 м	2 2 2 1	12,72 12,72 12,72 12,72	1850 1850 1850 1850	23532 23532 23532 11766	152958	35	5353,5
5) Капитальный рудоспуск	1	7	100	700	700	30	21
6) Ходовые восстающие	2	7	122	854	1708	100	170,8
7) Околоствольный двор у главного ствола	1	-	-	2500	2500	85	213
8) Околоствольный двор у вентиляционного ствола	1	-	-	500	500	85	43
9)Камера подземн. дробления	1	-	-	1500	1500	25	38
10)Дозаторная	1	-	-	600	600	25	15
11) Подземная электроподстанция	2	-	-	300	600	25	15
ИТОГО (цены на 1980год):							7827,2

Затраты на приобретение основного оборудования.

Они включают в себя стоимость клетевого подъема, главных вентиляторных и водоотливных установок, оборудования компрессорных станций и др.

Стоимость основного оборудования.

Таблица 5

наименование	количество, шт.	стоимость единицы, тыс. руб.	общая стоимость, тыс. руб.
1) вентилятор гл.проветривания ВЦ-31,5М мощностью 620кВт	2	16,7	33,4
2)вагонетки УВГ-4,5	35	1,2	40
3) клетьевой подъем	2	120	240
4)электровоз 14КР2А	5	13,4	67
ИТОГО(цены на 1980год):			140,4

Здания и сооружения на поверхности.

К ним относятся копры, надшахтные здания, здания подъемных машин, здание административно-бытового комбината и т.п.

Стоимость зданий и сооружений.

Таблица 6

наименование	количество, шт.	стоимость единицы, тыс. руб.	общая стоимость, тыс. руб.
1) АБК	1	150	150
ИТОГО(цены на 1980год):			150

Капитальные затраты

Таблица 7

Стадии и виды затрат

количество, шт.

стоимость единицы, тыс. руб.

общая стоимость, тыс. руб.

Горнопроходческие работы

Слепой ствол

Квершлаги

Штреки

Штольни

Ходовые восстающие

2) Стоимость основного оборудования

2.1)вентилятор гл.проветривания

ВЦ-31,5М мощностью 620кВт

2.2)вагонетки УВГ-4,5

2.3)электровоз 14КР2А

2.4) клетевой подъём

3)Стоимость зданий и сооружений

АБК

238,5

29,375

746,8

646,8

85,4

105,6

1,2

13,4

120

150

477

235

245

5353,5

170,8

211,2

240

150

ИТОГО(цены на 1980год):

7191,5

7. Расчёт эксплуатационных расходов и приведённых затрат.

Эксплуатационные расходы на вентиляцию (а также на водоотлив) можно ориентировочно рассчитать, условно прияв, что они состоят только из стоимости электроэнергии, т.е.:

руб.

620 кВт-мощность электродвигателя вентилятора

При пересчете цен 1980 года на нынешний период получим:

Э=105648*25=2600тыс. руб

- мощность электродвигателя водоотливной установки

Рассчитаем подземный транспорт руды:

- производственная мощность

км - длина транспортировки руды

Определим эксплуатационные затраты.

Таблица 8

Виды расходов

Ед. изм.

Кол-во ед.

Стоимость

ед., руб.

Общие расходы за год,

тыс. руб

1. Поддержание выработок:

- вертикальных

стволов

- квершлагов

- штреков

- штолен

2. Подземный транспорт руды

3.Подземное дробление

4. Вентиляция

т∙км

кВт

305

264

12950

1130

0,62 ·10⁶

0,917·10⁶

0,07

0,04

7,63

5,28

259

22,6

43,4

36,68

211,2

ВСЕГО:

585,19

На основе полученных значений капитальных затрат и эксплуатационных расходов рассчитываются приведённые затраты:

руб/т.

- нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений

- производственная мощность рудника.

При пересчете цен 1980 года на нынешний период получим

С=1,8*25=45руб./т.

Вариант 2. Вскрытие этажными штольнями

Выбор и проверка сечений вскрывающих выработок 📙 Курсовая → 🆔 58096