Лабораторная работа - Выбрать рациональный способ вскрытия рудного поля и предложить вариант способа его подготовки

Подождите немного. Документ загружается.

Тема: Выбрать рациональный способ вскрытия рудного поля и

предложить вариант способа его подготовки.

Цель работы: Для заданных горно-геологических условий рудничного поля

выбрать способ вскрытия и подготовки месторождения.

Перед началом выполнения работы ответьте письменно на

следующие контрольные вопросы:

1. Чем отличаются понятия «рудное тело» и «рудная масса»?

2. Что является конечным продуктом горнодобывающих предприятий?

3. Как влияет содержание полезного компонента на выбор

технологической схемы разработки рудного месторождения?

4. Назовите основные вскрывающие, подготовительные и очистные

выработки, при помощи которых разрабатываются рудные месторождения.

5. Какова область применения многоступенчатого вскрытия рудных

полей?

6. В чем достоинства и недостатки использования концентрационных

горизонтов?

7. Назовите основные способы подготовки рудных полей. В чем их

различия?

Исходные данные:

На основании лекционного материала необходимо для заданных

условий (приложение А) выбрать рациональный способ вскрытия рудного

поля и предложить вариант способа его подготовки.

Исходные данные по работе следует оформить в виде таблицы (табл.

1.1).

Таблица 1.1– Исходные данные по выбору рационального способа вскрытия

рудного поля и способа подготовки рудного месторождения

Наименования показателей

Значения

показателей

Средняя мощность рудного тела т, м

Плотность руды

, т/м

Глубина залегания рудного тела Н, м

Мощность наносов Н

, м

Истинный размер рудного поля по падению Н

, м

Угол падения рудного тела

, град.

Размеры рудного тела по простиранию S, м

Коэффициент крепости рудного тела f

Коэффициент крепости вмещающих рудное тело пород f

Работа №1

Порядок выполнения работы:

Для выполнения данной работы, предварительно, согласно исходным

данным, необходимо:

- определить, в соответствии с предложенной схемой (см. рис. А.1-

А.20) и ее масштабом параметры рудного месторождения: глубину залегания

рудного тела, его угол падения, размеры по простиранию и падению,

мощность наносов;

- установить, к какому классу относится предложенное рудное

месторождение.

Далее осуществляется выбор варианта вскрытия и места заложения

вскрывающих выработок в следующем порядке:

I. Устанавливаются технически возможные варианты способов

вскрытия данного месторождения, из которого на основании инженерного

опыта отбирают и обосновывают 2 наиболее конкурентоспособных;

II. По отобранным вариантам определяют объемы горно-

капитальных работ: вскрывающие выработки и их параметры

(протяженность, форма, площадь поперечного сечения, вид крепи, способ

проведения). Данные сведения вносятся в таблицу 1.2;

III. Для технико-экономического сравнения вариантов определяются

удельные капитальные затраты (затраты, финансирование которых

осуществляется за счет средств капитального строительства) и

эксплуатационные расходы (расходы па поддержание и ремонт капитальных

выработок, транспортирование полезного ископаемого на поверхность,

водоотлив, вентиляцию и др.), зависящие от вскрытия (табл. 1.3), при этом

одинаковые затраты и расходы по вариантам исключаются из расчета.

Таблица 1.2– Параметры выработок для расчета затрат по вариантам

способов вскрытия рудного поля

Выработка и

капитальное

сооружение

Число выработок

Площадь поперечного

сечения в проходке, м

Протяженность

выработки, м

Объем выработок, м

Период приведения

капитальных затрат к

моменту сдачи рудника

в эксплуатацию, лет.

Стоимость сооружения

1м выработки, грн.

Годовые затраты на

поддержание, грн./м

Затрат на покупку и

монтаж транспортных

средств, грн.

тр

ты на

транспортирование

руды по выработке,

грн./(т·м)

вариант 1

... ... ... ... ... ... ... ... ... ...

вариант 2

... ... ... ... ... ... ... ... ... ...

Наиболее экономичным вариантом вскрытия считается тот, при

котором удельные суммарные приведенные затраты (грн./т) будут

минимальными, то есть выполняется условие [1]

(

)

min

бп

бпн

уд

ЭKK

KKE

с , (1.1)

где К

– первоначальные затраты, связанные со строительством рудника

(шахты) до сдачи его в эксплуатацию (строительство зданий и

сооружений на поверхности, проходка стволов, штолен,

околоствольных дворов, проведение квершлагов, сооружение

приемных площадок, капитальных рудоспусков, бункеров и

подземных дробилок), грн.,

Таблица 1.3– Расчет приведенных затрат по вариантам способов вскрытия

рудного поля

Виды затрат Формула Расчет Сумма затрат, грн.

вариант 1

Капитальные

затраты:

- первоначальные:

...

- затраты будущих

лет:

...

Эксплуатационные

затраты:

...

–

...

–

...

–

...

–

...

–

...

–

...

ИТОГО затраты по варианту1:

Годовая производительность рудника, т/год

Балансовые запасы месторождения, т

Удельные суммарные приведенные затраты по варианту 1, грн./т

вариант 2

Капитальные

затраты:

- первоначальные:

...

- затраты будущих

лет:

...

Эксплуатационные

затраты:

...

–

...

–

...

–

...

–

...

–

...

–

...

ИТОГО затраты по варианту 2:

Годовая производительность рудника, т/год

Балансовые запасы месторождения, т

Удельные суммарные приведенные затраты по варианту 2, грн./т

тр

KKK

+= , (1.2)

где К

– первоначальные капитальные затраты на проведение горных

выработок, грн.;

тр.

– первоначальные капитальные затраты на покупку и монтаж

средств подземного транспорта в выработке, грн.;

– затраты будущих лет, которые производят в период эксплуатации

рудника (углубка стволов, сооружение околоствольных дворов,

проведение квершлагов и других капитальных выработок на новых

горизонтах) через t лет после его сдачи в эксплуатацию, грн.,

тр

KKK

+= , (1.3)

где К

– капитальные затраты на проведение горных выработок в

период эксплуатации, грн.;

тр.

– капитальные затраты на покупку и монтаж средств

подземного транспорта в выработке в период эксплуатации,

грн.;

– нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений

(Е

=0,15), 1/год;

Э– сумма эксплуатационных расходов за период отработки

месторождения (расходы на поддержание и ремонт капитальных

горных выработок, транспортирование руды на поверхность,

вентиляцию, водоотлив и др.), грн.

, (1.4)

где R– затраты на поддержание горных выработок, грн.;

G– затраты на транспортирование руды по горным выработкам,

грн.

г.

– годовая производительность рудника, т, (А

г.

=0,05÷1,5млн.т)

устанавливается исходя из балансовых запасов Z

месторождения и

срока его отработки t, которые определяются из выражений,

соответственно:

mSHZ

иб

, т, (1.5)

( )

риб

, лет, (1.6)

где S– размер рудного тела по простиранию, м;

– истинный размер рудного поля по падению, м;

– угол падения рудного тела, град.;

т– мощность залежи, м;

– объемный вес руды, т/м

;

и.р.

– коэффициент извлечения руды, доля единицы (k

и.р.

=0,9¸0,95);

р– коэффициент разубоживания руды, доля единицы (р= 0,03¸0,1).

Годовая производительность рудника проверяется на оптимальный

срок отработки месторождения из таблицы 1.4. В случае, если при t=t

опт.

величина А

не соответствует А

табл.

, то А

и t корректируются.

Затраты К

и К

разнесены во времени и будут существенно

отличаться, поэтому их необходимо свести к одному и тому же периоду, к

примеру, к моменту сдачи рудника в эксплуатацию. Тогда капитальные

затраты в период строительства рудника, сведенные к моменту его сдачи,

определяются по формуле

( )

....

стр

пнпсдп

EKK += , (1.7)

Таблица 1.4– Соотношение оптимального срока службы рудника и его

годовой производительности

Оптимальный срок службы рудника t

опт.

, летГодовая

производительность

рудника А

табл.

, млн.т

благоприятные условия

разработки

неблагоприятные условия

разработки

0,05-0,1 4-10 5-15

0,1-0,2 5-12 6-18

0,2-0,5 7-15 8-25

0,5-1,0 10-18 12-30

³1,0

>15 >20

где Е

н.п

– нормативный коэффициент приведения разновременных затрат

(Е

н.п

=0,1), доли единицы;

стр.

– продолжительность строительства рудника, лет (t

стр.

=2÷4года),

а капитальные затраты будущих лет–

( )

пн

сдб

= , (1.8)

где t

– период от момента сдачи рудника в эксплуатацию до момента

вложения затрат, лет.

Общее выражение по определению затрат на проведение горных

выработок имеет вид

(1.9)

где k– затраты на проведение 1м выработки, грн./м;

L– длина выработки, м.

Тогда затраты на проведение горных выработок в зависимости от их

типа определяются по следующим формулам [1]:

- ствола

–

(

)

sin

hНk

= (1.10)

с.

– затраты на проведение ствола, грн./м;

– угол наклона основного ствола,

град.; Н– глубина разработки месторождения, м; h– глубина зумпфа в стволе,

м);

- углубки ствола

[2]–

усугс

kKK

...

(1.11)

у.

– коэффициент удорожания стоимости проведения ствола при углубке

(при расположении подъемной машины на дневной поверхности k

у.

=1; на

основном горизонте k

у.

=1,13; на специальном разгрузочном горизонте

у.

=1,22));

- штольни

–

... шшш

LkK

(1.12)

ш.

– затраты на проведение штольни, грн./м; L

– длина штольни, м);

- квершлагов основных

горизонтов –

....

LkK

ккок

= (1.13)

к.о.

– затраты на проведение квершлага, грн./м; L

– длина квершлага

основного горизонта, м; п– число этажей в рудном теле, ед. (п=Н

/Н

, где Н

–

проектная глубина разработки от верхней границы рудного тела, м, Н

=Н-Н

– мощность наносов, м; Н

– высота этажа, м (Н

=30¸100м); п

– число

этажей при вскрытии групповыми квершлагами, ед.);

- квершлагов промежуточных

горизонтов –

....

lkK

ккпк

= (1.14)

– длина квершлага промежуточного горизонта, м);

- околоствольных выработок

основных горизонтов–

....

VkK

оооо

= (1.15)

о.

– затраты на проведение околоствольных выработок, грн./м

о.

=519,20грн./м

); V

– объем околоствольных выработок на главном

откаточном горизонте, м

, V

=1400м

);

- околоствольных выработок

промежуточных горизонтов–

....

vkK

оопо

= (1.16)

– объем околоствольных выработок на промежуточном горизонте, м

=450м

Полная стоимость проведения 1м горной выработки в зависимости от

её типа определяется по формулам [2]:

- для вертикальных выработок:

[

]

.21

)(

oбп

kfFCCk

; (1.17)

- для горизонтальных и наклонных:

])[(

пkfFCCk

рп

, (1.18)

где

C – коэффициент стоимости проведения выработки, который

зависит от прочности вмещающих выработку пород, типа крепи

и учитывает затраты, постоянные на 1м и независимо от

площади ее поперечного сечения, грн./м (табл. Б.1);

C – то же, постоянные на 1м

, грн./м

(табл. Б.1);

– площадь поперечного сечения выработки в свету крепи, м

;

f – поправочный коэффициент, учитывающий глубину работ,

обводнённость забоя и длину транспортировки горной массы

на изменение стоимости проведения

lзоHп

kkkf

, (1.19)

k – коэффициент глубины работ

12,099,0 += , (1.20)

– средняя глубина расположения выработки, км;

..зо

k коэффициент обводнённости забоя (табл. Б.2);

k – коэффициент влияния длины транспортировки горной массы,

для вертикальных k

1, для горизонтальных и наклонных

выработок

12,099,0 += (

средняя длина транспортировки,

км);

– коэффициент, учитывающий период строительства или

работы рудника, в течение которого проводится выработка

(табл. Б.3);

.об

k – коэффициент, учитывающий стоимость оборудования

вертикальной выработки, грн./м:

- скипового ствола 8,4924,70

об

;

- клетьевого ствола 6,8094,70

об

;

- прочие 0

об

k ;

k – стоимость укладки одного рельсового пути, грн./м, (табл.

Б.4), для иных видов транспорта k

=0;

– количество рельсовых путей в выработке.

Необходимость крепления горизонтальных и наклонных выработок

определяется из условия прочности [3]

0,000981

<×

вп

, (1.21)

где

п.в.

, f

п.в.

– соответственно, плотность (т/м

) и крепость вмещающих

выработку пород;

k – коэффициент изменения напряжений в результате влияния других

выработок (при расстоянии до выработок более 15м; 15¸10м;

10¸5м и менее 5м

k равен, соответственно, 1; 1,5; 2,0 и 2,5);

k – коэффициент концентрации напряжений в результате проведения

данной выработки (для выработок круглой и сводчатой форм

поперечного сечения 75,2

k ; для трапециевидной и

прямоугольной– 0,3

k );

– коэффициент структурного ослабления пород (

= 0,8¸0,4);

– коэффициент длительной прочности (для кварцитов, гранитов,

прочных песчаников, известняков и др. (f

п.в.

>5)

= 1,0¸0,9; для

аргиллитов, алевролитов, угля и др. (f

п.в.

= 5¸1)

= 0,8¸0,6; для

мергелей и глин (f

п.в.

<1)

= 0,6¸0,4).

Если условие (1.21) выполняется, то разрушения пород от напряжений

в массиве не должно происходить, состояние их обнажений считается

устойчивым и выработку можно поддерживать без несущей крепи.

Общее выражение по определению затраты на поддержание горных

выработок имеет вид

, (1.22)

где r– годовые затраты на поддержание 1м выработки в год, грн./м год.;

средняя длина выработки, м;

t– продолжительность поддержания выработки, лет.

Затраты на поддержание выработок в зависимости от их типа [1]:

- для ствола –

(

)

sin

ппНп

hНtr

нс

(1.23)

с.

– годовые затраты на поддержание ствола, грн./м);

- для штольни

–

шш

tLrR

= (1.24)

- для квершлагов основных

горизонтов –

кок

LrR

...

(1.25)

к.

– годовые затраты на поддержание квершлагов, грн./м;

L средняя

длина квершлагов основного горизонта, м; t

– продолжительность отработки

этажа, лет);

- для квершлагов промежуточных

горизонтов–

( )

кпк

lrR 12

...

-= (1.26)

( -

l средняя длина квершлагов промежуточного горизонта, м);

- для штреков

–

эштрштрштр

tLrR

...

. (1.27)

Затраты на поддержание 1м выработки определяются из выражения

[2]

уHк

kkFkrr

, (1.28)

где -

r стоимость поддержания 1м

выработки в год, грн./м

(для:

горизонтальных горных выработок

28,5

годм

грн.

=r ; наклонных –

72,6

годм

грн.

=r ; вертикальных –

60,33

годм

грн.

=r );

k коэффициент, учитывающий влияние вида крепи на стоимость

поддержания выработки (для выработок, закрепленных:

трехзвенной и пятизвенной металлической арочной податливой

крепью, соответственно, 6,0и0,1

k ; железобетонной и

деревянной крепью, соответственно, 3,8и8,0

k ; для

незакрепленных выработок– 0

k );

k коэффициент, учитывающий влияние глубины разработки на

стоимость поддержания выработки (для крутонаклонных

месторождений Нk

002,0=

, прочие– Нk

0025,0=

, где

средняя глубина разработки, м);

коэффициент, учитывающий влияние устойчивости

окружающих пород на стоимость поддержания выработки (для

неустойчивых пород ( 4

f )– 0,2

k ; средней устойчивости

( 74

f )– 0,1

k ; устойчивых ( 7

f )– 5,0

k );

Затраты на транспортировку руды:

.повв

GGG

, (1.29)

где

G затраты на подземную транспортировку руды, грн.

ввв

LDgG = , (1.30)

в.

– затраты на транспортировку руды по подземным горным выработкам,

грн./(т×м) (табл. Б.6); D– объем добываемой руды из месторождения, т,`L

–

средняя протяженность транспортирования руды по подземным горным

выработкам, м),

риб

; (1.31)

.пов

G затраты на транспортировку руды на поверхности, грн.:

пов

повпов

LDgG = , (1.32)

пов.

– затраты на транспортировку руды по поверхности, грн./(т×м) (табл.

Б.6); D– объем добываемой руды из месторождения, т,`L

пов.

– средняя длина

транспортировки на поверхности, м).

IV. Подсчитанные для каждого варианта затраты по отдельным

статьям вносятся в таблицу 1.3.

Варианты будут экономически равноценными, если будет

выполняться условие [2]

1,0

ІІІ

удуд

сс

(1.33)

(причем

ІІІ

удуд

сс

, где

ІІІ

удуд

сс

, удельные суммарные приведенные

затраты по сравниваемым вариантам способов вскрытия рудного поля,

грн./т),