Вскрытие месторождения с помощью вертикальных стволов расположенных на флангах рудного тела и квершлагами

Министерство общего и профессионального образования

Российской Федерации

Санкт-Петербургский государственный

горный институт

имени Г. В. Плеханова (ТУ)

Кафедра РМПС

Расчетно-Графическое Задание

Вскрытие месторождения

Выполнил:                                                                              Студент гр.ТПР-01

Проверил:                                                   Преподаватель кафедры РМПС Васильев В. Е.

Санкт-Петербург

2004

Вскрытие осуществляется двумя вертикальными стволами расположенными на флангах рудного тела и квершлагами

Расчет годовой производственой мощности  рудника.

При угле падения 70⁰

v-среднегодовое понижение уровня выемки,м

для  S=57465,6 м²,    v=9м

K1-поправочный коэффициент по углу падения 1,1

K2-попр.коэфф. определяется мощностью рудного тела 0,6

K3-от системы разработки.Для системы разработки горизонтальными слоями с закладкой 

K4-корректирует годовое понижение выемки 1

n-потери руды 5%

р-разубоживание 7%

Срок существования рудника,год

Б-балансовые запасы руды на месторождении

При угле падения 15⁰

, где

S-горизонтальная площадь рудного тела 

k-коэффициент использования рудной площади

d-производительность панели

площадь панели

S=1800*116=208800       

116*100=11600

k=0,06

А=208800*0,06*4*10*300*3/11600=432000т/год

Выбор сечений вскрывающих выработок.

Определение типоразмера скипа главной вскрывающей выработки, электровоза и вагонетки.

где А_ч– часовая производительность рудника, т/ч; К_р – коэффициент резерва производительности скипового подъема по выдаче горной массы принимается равным К_р=1,3 при условии вместимости бункера на 2,5 часа производительности рудника; Т_р – число рабочих дней в году (300 дней, в соответствии с материалами практики); t_п – продолжительность работы подъема в течении суток, принимается в соответствии с суточной продолжительностью добычных смен, но не более 18 часов;

где n_п – число подъемов в течении часа; n_в – число скипов; V_ср– средняя скорость  подъема, с; q - продолжительность паузы на загрузку-разгрузку скипа, с;

Н_п – общая высота подъема, м:

Н_п=Н_раз+h_угл+h_п.  м

Н_раз – глубина разработки, м; h_угл – величина углубки равна 20 м при отсутствии подземных камер дробления и 40-50 м – при наличии;  h_п – высота переподъема скипов равная 15-20 м при копрах шатрового типа и 35-40 м при башенных копрах.

Расчет грузоподъемности скипа:

Данные для расчета:

Н_раз=1200м  

h_угл=20 м    

h_п=20 м  .

q=12 с.

1.

2.

3.

4. 

5.

На основании произведенных расчетов выбрано:

Принимаем скип типа 1СН 5 - 1:

Грузоподъемность                                       10т

Вместимость                                                5 м³

Длина  в  плане                                            1440 мм

Ширина  в  плане                                         1640 мм

На основании производительности выбираю средство для транспортировки – вагонетка ВГ-4,0: вместимость 4 м³, грузоподъемность 11,6 т, колея  600,750 мм, ширина 1320 мм, высота 1550 мм, длина 3820 мм.

На основании производительности выбираю средство для транспортировки – вагонетка УВГ-4,0: вместимость 4 м³, грузоподъемность 13,5 т, колея  750, 900 мм, ширина 1320 мм, высота 1550 мм, длина 3820 мм.

Радничный электровоз марки 14КР2А, ширина колеи 900 мм, ширина 1350 мм, высота 1550 мм, длина 4900 мм.

На основании выбранных средств выбирается типовое сечение вертикального ствола: клетьевой ствол диаметром 6000 мм.

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

3.1 Определение общего количества воздуха, необходимого для

проветривания рудника.

Выбранные сечения проверяю по условиям вентиляции: скорость движения воздуха в выработках не должна превышать допустимую, т.е.:

  м/с

Q_в – количество воздуха, проходящее через выработку, м³/с;

S_в – площадь сечения выработки, м²;

Расход воздуха для проектирования рудных и нерудных шахт определяется по следующим факторам:

По максимальному числу людей, одновременно находящихся в руднике:

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

n_л – максимальное число людей, одновременно находящихся в руднике;

k_н – коэффициент неравномерности выхода трудящихся в смену, k_н=1,05

t_см – количество рабочих смен в сутки, t_см=3                                 

Р_р – производительность подземного рабочего    

Р_р =65-80 т/см

K_з – коэффициент запаса, K_з =1,4

По расходу ВВ:

J_вв – газовость ВВ, J_вв =0,04 м³/кг;

Q – масса одновременно взрываемого ВВ, кг;

t_п – продолжительность проветривания после взрыва, t_п =30 мин;

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

А_см – сменная производительность рудника, т/см;

n_д  - число добычных смен в сутки;

q – удельный расход ВВ на отбойку, q=1,6 кг/м³;

По пылевыделению:

А_г – производственная мощность рудника, млн.т/год;

Вывод: из полученных расчетом значений количества воздуха принимаю максимальное по фактору “Расход ВВ”.

Q_ВВ=5314,2  м³/мин

3.2 Проверка выработок по скорости движения воздуха

Главный ствол:

V_в=5314,2/28,27*60=3,1 м/сек < 8 м/сек

Вспомогательный ствол:

V_в=5314,2/19,9*60=4,5 м/сек < 8 м/сек

Квершлаг:

V_в=5314,2/14,05*60=6,3 м/сек < 8 м/сек

Штрек:

V_в=5314,2/14,05*60=6,3 м/сек < 8 м/сек

Сечение вскрывающих и подготовительных выработок.

Главный ствол: S_св=28,27м²  S_пр=34,27м²                

Вспом. и вент. стволы: S_св=19,9м²  S_пр=23,75м²        

Квершлаг: S_св=14,05м²  S_пр=15,02м²                        

Штрек: S_св=14,05м²  S_пр=15,02м²                    

Расчет капитальных затрат

Расчет эксплуатационных расходов

Приведенные затраты на 1т. руды

Е_К-Коэффициент эффективности кап. Вложений 0,15

К_ПР-приведенные кап.затраты на вскрытие и подготовку месторождения,тыс.руб

Э-годовые эксплуотационные расходы,тыс.руб