Подготовка основного горизонта проектируемого рудника

В данном проекте подготовка шахтного поля – полевая. Осуществлена двумя квершлагами – грузовым и порожняковым, пройденными параллельно.

Выемка рудной залежи (или ее части) производится сплошным фронтом без оставления в выработанном пространстве каких-либо опорных целиков. Общая длина фронта может быть ориентированна как по простиранию, так и по падению рудного тела.

Рудную залежь (или ее часть) можно отрабатывать одним фронтом от одного фланга к другому (односторонний фронт очистных работ) или двумя расходящимися фронтами от середины рудной залежи к флангам (двухсторонний фронт очистных работ). Отработка встречными и догоняющими фронтами допускается в разгруженной от горного давления зоне.

2.2 Горнотехническая характеристика месторождения

Нижняя граница орудененения Hн=600 м; длина месторождения по простиранию и падению соответственно L=1000 м, B=1200 м; угол падения a=5°; мощность месторождения m=18м.; объемный вес руды, g=4,5 т./м3.;

годовая производительность проектируемого рудника A=3 млн.т.; месторождение располагается в равнинной местности; налегающий массив представлен крепкими скальными породами с углом сдвижения d=75°.

2.3 Земельный отвод

Для определения площади земельного отвода необходимо определить размеры Х1, Х2 (рис. 2.1).

(2.3.1)

(2.3.2)

(2.3.3)

где НН – нижняя точка оруденения, м.;

НВ – верхняя точка оруденения, м.;

m – мощность руды, м;

d - угол зоны сдвижения, град.;

a - угол падения, град.

Рис. 2.1 Схема залегания месторождения.

Площадь земельного отвода рассчитывается по формуле (2.3.4): (2.3.4)

где В_Г – проекция линии падения на горизонтальную плоскость.

Выбор варианта вскрытия месторождения

Рис. 2.2 Граница зоны сдвижения пород.

Рассмотрим два варианта вскрытия месторождения:

1) Вскрытие месторождения вертикальным скиповым и клетевым стволами в лежачем боку месторождения посередине линии простирания, вне мульды сдвижения горных пород. Вентиляционные стволы ВС-1, ВС-2 располагаются на флангах месторождения (рис. 2.3).

2) Вскрытие месторождения вертикальным скиповым и клетевым стволами в лежачем боку месторождения посередине линии простирания вне зоны сдвижения пород и конвейерным наклонным стволом (рис. 2.4).

Первый вариант вскрытия

Данный способ вскрытия предполагает проведения следующих вскрывающих выработок: скипового ствола, двух откаточных горизонтов, а также клетевого и вентиляционного стволов, капитального рудоспуска.

Рис. 2.3

Вскрытие месторождения вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посередине линии простирания, вне мульды сдвижения горных пород.

Размеры вскрывающих выработок:

Глубина скипового ствола:

(2.4.1)

где Н_н2 =610 – нижняя граница откаточного горизонта, м;

Н_з =70 – глубина зумпфа, м.

Глубина вентиляционно-закладочного ствола:

(2.4.2)

где Н_з1= 467 – отметка закладочного горизонта, м.

Глубина клетевого ствола:

(2.4.3)

где Н_н2 =610 – нижняя граница откаточного горизонта, м;

Н_з =40 – глубина зумпфа, м.

Общая длина вскрывающих квершлагов:

Горизонта: –467м

(2.4.4)

(2.4.5)

где Х_о – величина охранного целика, м. (Х_о=50 м);

Горизонта: –538м

(2.4.6)

(2.4.7)

Горизонта: –610м

(2.4.8)

(2.4.9)

Второй вариант вскрытия

Вертикальным скиповым стволом до горизонта -540 метров в лежачем боку месторождения посередине линии простирания вне зоны сдвижения пород и конвейерным наклонным стволом с горизонта -540 метров до горизонта -660 метров.

Рис. 2.4

Вскрытие месторождения вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посередине линии простирания вне зоны сдвижения пород и конвейерным наклонным стволом.

Глубина скипового ствола: Н_сс=570 м.

Угол наклона конвейерного ствола:

(2.4.10)

где: Н_рб – глубина резервного бункера, Н_рб =30м.;

Н_р – суммарная глубина рудоспусков над и под дробильной

камерой, Н_р =22м.;

Н_г – высота между откаточными горизонтами, Н_г =70м.;

Н_к – высота дробильной камеры, Н_к =20м.;

Длина конвейерного ствола рассчитывается по формуле (2.4.11)

(2.4.11)

где: L_пр.к.у – горизонтальная проекция конвеерного уклона = 520м

Длина вскрывающих квершлагов:

Суммарная длина капитальных рудоспусков:

Объём дробильного комплекса при годовой производительности рудника:

А = 3 млн.т, принимаем V_д.к = 10000м³

Определение капитальных и эксплуатационных затрат на вскрытие месторождения.

При определении капитальных вложений учитываются только вскрывающие выработки. Условные стоимостные показатели сведены в таблицу 2.4.1

Условные стоимостные показатели.

Таблица 2.4.1

Наименование объекта	Капитальные затраты	Годовые эксплуатационные затраты
Скиповой ствол	73800 руб. 1м. пог.	1% от стоимости
Клетевой ствол	196800 руб. 1м. пог.	1% от стоимости
Конвейерный ствол	12210 руб. 1м. пог.	2,5% от стоимости
Рудоспуск капитальный	11529 руб. 1м. пог.	–
Вскрывающие квершлаги	11964 руб. 1м. пог.	2,5% от стоимости
Дробильная камера	13546 руб. 1м^3	–
Скиповой подъем	–	1.73 руб. за 1т. на 100м.
Конвейерный подъем	–	5.4 руб. за 1т. на 100м.
Дробление	–	13 руб. за 1т.
Электровозная откатка	–	8.2 руб. за 1т. на 1000м.

Определение капитальных затрат на вскрытие:

Капитальные затраты на строительство скипового ствола:

; (2.4.12)

где: q_cc – стоимость 1 погонного метра (п.м) скипового ствола, руб.;

Капитальные затраты на строительство ВЗС:

Капитальные затраты на строительство капитального рудоспуска:

(2.4.13)

где q_кр – стоимость 1 п.м капитального рудоспуска, руб.,

Н_кр– глубина капитального рудоспуска;

Стоимость строительства вскрывающих квершлагов:

; (2.4.14)

где: q_кв – стоимость 1 п.м вскрывающего квершлага, руб.;

Затраты на строительство клетевого ствола:

; (2.4.15)

где: q_кс – стоимость 1 п.м клетевого ствола, руб.,

Затраты на строительство конвейерного ствола:

; (2.4.16)

где: q_кс – стоимость 1 п.м конвейерного ствола, руб.,

Капитальные затраты на строительство дробильной камеры:

; (2.4.17)

где: V_дк – объем дробильной камеры, V_дк=10 тыс.м³.

Определим удельные годовые капитальные затраты:

(2.4.18)

где ∑К – сумма капитальных затрат по выработкам, руб.,

Годовые эксплуатационные расходы на поддержание вскрывающих горных выработок:

а) скипового ствола:

(2.4.19)

где qn_сс – годовые расходы на поддержание скипового ствола, % от стоимости

б) клетевого ствола:

; (2.4.20)

где: qп_сс – годовые расходы на поддержание клетевого ствола, % от стоимости

в) вскрывающих квершлагов:

; (2.4.21)

где: qп_кв – годовые расходы на поддержание вскрывающих квершлагов, % от стоимости

г) наклонный конвейерный ствол:

; (2.4.22)

где: qп_ку – годовые расходы на поддержание конвейерного уклона, % от стоимости

д) Дробильная камера:

(2.4.23)

е) сумма годовых эксплуатационных расходов на поддержание горных выработок:

(2.4.24)

Расчет годовых эксплуатационных затрат на транспортировку горной массы:

- по скиповому стволу:

; (2.4.25)

где: qт_сс – стоимость транспортировки 1 т горной массы по скиповому стволу на 100 м по вертикали, руб.,

; (2.4.26)

;

- электровозная откатка:

; (2.4.27)

где: q_эл – стоимость транспортировки 1 т горной массы по откаточному квершлагу на 1000 м по горизонтали, руб.,

;

- конвейерный подъем руды:

(2.4.28)

где q_пк – стоимость транспортировки 1 т горной массы по конвейерному уклону на 100м, руб.

L_ку – длина конвейерного уклона, 604м.

- суммарные затраты на транспортировку:

;

;

Общие эксплуатационные затраты:

; (2.4.29)

;

Удельные годовые эксплуатационные расходы:

; (2.4.30)

;

Приведенные затраты:

(2.4.29)

;

;

где: н=0,14 – коэффициент экономической эффективности капитальных вложений.

Окончательный выбор варианта вскрытия месторождения.

Дата добавления: 2015-07-20