Подземная разработка полезных ископаемых

При   инженерно – геологической  оценке  рудомещающих  пород  необходимо  учитывать  быструю  различаемость алевролитов  и  аргиллитов  в  обнажениях  горных  выработок  под  воздействием  влажного  рудного  воздуха  и  рудных  вод,  чтол  приводит  к  потере  их несущей  способности.

Руды  и  породы  месторождения  не  слеживаются.  Месторождения  не  является  газоносным ,  радиактивным.

Рудоносная  толща  месторождения  отличается структурной  неоднородностью,  которая  обусловлено  развитием  поверхностей  и  зон6  ослабления  К  поверхностям  ослабления  относятся  трещины,  контакты  пород,  зоны  дробления.  К  зонам  ослабления  относятся  флексуры  и  кора  выветривания.

Горно – геологические  условия  залегания  рудных залежей  позволяют  вести  разработку  месторождения  как  открытым,  так  и  подземным  способами.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Г О Р Н А Я         Ч А С Т Ь

 

2.1. Исходные   данные  для  составления  дипломного  проекта

 

Участок  « Анненский »  характеризуется  множеством  залежей,  налегающих  одна  на  другую.  Все  залежи  имеют  разные  параметры  залегания. 

Поэтому  для  удобства  проектирования  горных  работ  берем  основную  залежь  участка,  которая  характеризуется  следующими  параметрами:

 

- длина  по  падению  Lпад = 1500м:

- длина  по  простиранию  Lпр = 2100 М:

- угол  падения  залежи  α =70; 

- средняя  мощность  рудного  тела  m cp = 8см;

- глубина  залегания  рудного  тела  Н =300м;

- содержание  полезного  компонента  в  руде;

 медь  (Си) =0,9 %;

- крепость  руды и  породы  по  классификации  профессора

М.М. Протодъяконова;

 

fруды= 18÷20,  fпороды= 16÷17;

 

• объемный  вес  руды; γ =2,62 m/м3 ;
• висячий  бок;  породы  красноцветные,  неустойчивые;
• лежачий  бок;  красноцветные  песчаники;
• руды  не  склонны  к  слеживанию  и  самовозгоранию;
• шахта  не  опасна  по  газу  и  пыли.

 

 

2.2. Годовая  производительность  и  срок  существования        рудника

 

Годовая  производительность   рудника  определяется  горно- техническими  условиями  и  по  величине  годового  продвижения  линии  очистных  работ:

 

Ar = V * B * m * γ *n  0*Kи. К т/год:     (2.1)

 

Где V – средняя  годовая  скорость  продвижения  очистной  выемки  по  всему  фронту  рудного  тела   1м/год.

 

 

 

V = V cм *n см  * N,м/год                         (2.1)

 

где Vсм – среднесменное  продвижение  очистных  работ  в  зависимости  от  мощности  рудного  тела  (при  mс р = 8м)  принимаем  Vсм = 0,3 м/ см.

 

Псм – число  добычных  смен  в  сутках,

N -       число  рабочих  дней  в году.

 

V = 0.3  3  305  =  275 м/год

 

В -  ширина  фронта  очистных  работ, м.

γ – плотность  руды  т/м 3

n0 – число  блоков  находящихся  в  одновременной  очистной  выемке,  определяется  из  следующей  зависимости.

 

n0 = ( n  * w) / (w +1)                    (2.3)

 

где  n  -  общее  число  блоков

      w -  коэффициент  опережения  подготовительно – нарезных  работ  над  очистными  для  пластовых  месторождений -  1,2

 

n0 =  ( 6* 1.2) / (1.2 +1 ) = 3.3

 

Ки.к – коэффициент  изменения  качества  руды

 

Ки.к = (1 – Кп) / (1 – ρ )                       (2.4)

 

где  Кп  =  20% = 0,2 доли  ед. – коэффициент  потери  рудника:

 

r=7% = 0,07 – коэффициент  разубоживания  руды:

 

 

Ки.к = ( 1 – 0.2 ) / ( 1 – 0.07 ) = 0.86

 

А = 275 * 300 *8 * 2,62*3,3 * 0,86 = 4907469  т/год

 

Принимаем  производительность  рудника  по  горным  возможностям А = 5000000 т/ год.

  Геологические  запасы  определяются  следующим  образом:

 

Гз = L пр * L пад * mcр * γ         (2.5 )

 

 

 

Гз = 2100 * 1500 * 8 * 2,62 = 66024000 т

 

Балансовые  запасы  определяются  по  формуле

 

Бз  = Гз  ( 1 – (Пn / 100) )                                         (2.6 )

 

Бз = 66024000  ( 1 – (20 / 100 ) ) = 52819200 т

 

Добываемая  руда  определяется:

 

Д = Бз * Ки.р = 52819200 * 0.86 = 45424512 т         (2.7 )

 

Полный  срок  службы  рудника  определяются  по  следующей формуле: 

             

   Тполн . =  tпр . +  t разв. + t затух., лет                        (2.8 )

 

где t пр. – срок  работы  рудника:

     

tпр.= ( Д/А ) =  (45424512 / 5000000 ) =  10 лет       (2.9)

 

t разв. – время  работы, отведенное  на  развитие  рудника,

tразв = 5 лет :

 

t затух.- время  работы, отведенное  на  затухание  рудника,

t затух = 3 года

 

Т полн.=10 +5 + 3 = 18 лет

 

 

2.3. Выбор  способа разработки  месторождения

 

Разработка  месторождений  полезных  ископаемых  может  производится  открытым, подземным  и  комбинированным  способами  в  зависимости  от  условий  залегания,  мощности  залежей  и  других  факторов.

   Разрабатываемое  рудное  тело  залегает  на  глубине  300м,  имеет  угол  падения  70  и  небольшую мощность.  Эти  данные  уже  показывают  приемлемость  подземной  разработки,  но  для  полноты  доказательств  проводим  сравнение  по  граничному  и  среднему  коэффициентом.

Граничный  коэффициент  определяется  из  следующего  выражения:

 

Кг = ( Спод – С отк ) / Свек     (2.10 )

 

где    Спод = 4200 тг/т  - себестоимость  добычи  руды  подземным  способам;

Сотк = 1200 тг/т – себестоимость руды  при  открытом  способе  разработки;

Cвск = 750  тг/т – стоимость  вскрышных  работ:

 

Кг = ( 4200 – 1200 ) / 750 = 4

 

Для  пологих  рудных  тел  глубина  карьера  рассчитывается  по  формуле:

 

Нк = Нн + m в                        (2.11 )

 

где mв =  mн / cosα = 8 / cos70 = 8,06 м

 

Нк = 300 + 8,06 = 308 м

 

Объем  горной  массы  в  контуре  карьера:

 

Vг.м. = S * Нк + 1/2 * Р*Нк 2*ctg βср + 1/3 *p* Нк3*ctg2 βср,     (2.12)

 

где  S – плошадь  дна  карьера  S = Lд * Шд ,

 

где Lд – длина  дна  карьера,  для  пологих  рудных  тел

 

Lд = Lпр = 2100м

 

Шд – ширина дна  карьера

Шд – Lпад . * cosα = 1500 * cos 70 = 1489 м

S =  2100 * 1489 = 3126900м2  

Р – периметр дна  карьера :

 

Р = 2 * ( Lд + Шд ) = 2 * ( 2100 + 1489 ) = 7178 :      (2.14 )

 

         βср = ( β1 + β2 ) / 2 = ( 450 + 450) /2 = 900/2 = 450      (2.15)

 

где β1 и β2 – углы  откоса  борта  карьера со  стороны  висячего  бока  рудного  тела  (β1)  и со  стороны  лежащего  бока  рудного  тела (β2), при  глубине карьера  более  300 м β1 = 450  и  β2 = 450 :

 

Vг.с. =3126900 * 308 + ½ * 7178 * 3082 * ctg2450 +1/3*3,14*3082*ctg2450= 1334133720 м3

 

Объем вовлекаемого  в  отработку  запасов  полезного  ископаемого  в  контуре  карьера

 

V п.и. = S * mв = 3126900 * 8, 06 = 25202814 м3  (2.16 )

 

Объем вскрыши:  Vвск = V r. м – V п.и.     (2.17)

 

Vвск = 1334133720  -  25202814 = 1308930906 м 3

 

Средний  коэффициент  вскрыши  по  карьеру :

 

Кср = ( Vвск / Vп.и ) = ( 1308930906 / 25202814 ) = 52                (2.18)

 

Кср = 52 > Kr = 4

 

следовательно, открытая  разработка  нецелесообразна.  Принимаем  подземный  способ  разработки.

 

4. Вскрытие  месторождения

 

Для  вскрытие  месторождения  технически  возможными  являются  следующие  варианты:

1. вскрытие  вертикальным  стволом;
2. вскрытие  наклонным  стволом  с  транспортированием  руды  самоходным  оборудованием :
3. вскрытие  наклонным  стволом,  оборудованным  конвеером.

Применение  последнего  варианта  значительно  затруднено, так  как  он  не  отвечает  особенностям  взрывной отбойки  при  добыче   крепких  руд  с  применением  буровзрывных  работ.  Кроме  того,  при  данной  производительности  рудника  транспортирование  крупнокусковой  высокоабразивной  руды конвейером  нецелесообразно.  Поэтому  для  технико- экономического  сравнения  оставляем  два  первых  варианта. 

  Затраты  на  проведение  и  эксплуатацию  вентиляционных  стволов  для  обоих  вариантов  одинаковы,  поэтому  при  сравнении  их  не  учитываем.

Поперечное  сечение  вскрывающих  выработок  и  обьем  околоствольного  двора  принимаем  типовыми  в  соответствии  с  годовой  производительностью  рудника.

 

2.4.1.  Технико- экономическое  сравнение вариантов  вскрытия

 

а)  Вскрытие  вертикальным  стволом 

 

При  проведении ствола  по лежачему  боку  месторождения  находим затраты  на  проведение  и  поддержание  квершлагов. Для  этого  вычисляем высоту  этажа  по  формуле  :

 

Нэт. = ( А * w *- t в.п. * ( 1- р) ) / (S * γ * ( 1-п) ),               (2.19)

 

где w =1,1 ÷ 1,2  -  коэффициент  опережения  очистных  работ,  принимаем 

          w = 1,2;

 

tв.п. = 4 года  -  время  вскрытия  и  подготовки  этажа:

S  -  горизонтальная  эксплуатационная  площадь  рудного  тела :

 

S  =  ( m ср * Lпр ) / sinα             (2.20)

 

S = ( 8* 1500 ) sin 70 =  137853 м2

 

Нэт. = ( 5000000 * 1,2 * 4 * ( 1-0,07 )) / (137853 * 2,62 * ( 1-0,2)) = 77 м

 

Количество  этажей  п = h к / Нэт      (2.21)

 

где   h к = Lпад * sin α = 1500 * sin 70 = 183 м   (2.22)

 

п =  183/77 = 2,4 ≈ 3

 

Принимаем  3  этажа  по  h =  61 м

 

Длина квершлагов: 

 

L1 = 166 м    L2 = 663м

L3 =1160м            L4 = 1657м

 

Общая  длина  квершлагов:

 

∑ Lкв = L1 + L2 + L3 + L4   (2.23)

 

∑ L кв = 166 + 663 +1160 + 1657 = 3646 м

 

Средняя  длина  квершлага 

 

L ср кв.  = ∑ L кв/n ,     (2.24)

 

где  п = 4 – количество  квершлагов:

Lср кв. = 3646/4 = 911, 5м

 

а )   Капитальные  затраты  

 

Затраты  на  проведение  вертикального  ствола  по  принятому  поперечному  сечению  ствола  ( при  α 6,6 в  чернее S c =( π* d 2) /4 = 34м2)  определяется  по  формуле

 

Q пр.в.с. = К пр. вс * Sc *( Hгр +   h') ,    (2.25)

 

где  Кпр в.с. – стоимость  проходки  вертикального  ствола, при  сечении  ствола  34м2  и при  проходке  по  породам  с  крепостью

 f =16 Кпр . вс = 900 тг/м3

 

Sc = 34м2 –площадь  поперечного  сечения ствола;

Нгр. = 483 м – глубина  разработки месторождения;

 

 h'= 30м  -  глубина  ствола ниже последнего  вскрытого  горизонта :

Q пр в. с = 900 * 34 * ( 483 + 30) = 15697800 тг

 

Капитальные  затраты  на  проходку  квершлагов:

 

Qпр.кв. = Кпр.кв *S кв * ∑ Lкв ,   (2.26)

 

где  Кпр .кв  - стоимость  проходки  квершлага,  при  квершлаге  с  поперечным  сечением  18,2м 2 и  при  проходке  по  породам  с  крепостью  f = 16

Кпр. кв  =  200тг/м3;

Sкв  - 18,2 – площадь  поперечного  сечения  квершлага;

∑ Lкв = 3646 м – общая  длина  квершлагов;

 

Qпр.кв. =200 * 18,2 * 3646 = 13271440 тг

 

Согласно  производительности  рудника  принимаем  кольцевой  тип  околоствольного  двора .  Ориентировочный  объем  выработок  околоствольного  двора  Vод = 10000 м3

Капитальные  затраты  на  проведение  околоствольных  выработок:

 

Qпр од = Кпр.од * V од.                         (2.27)

 

  где Кпр .од – затраты на проходку  околоствольного  двора ,

 

Кпр од = 170тг/ м3;

 

Qпр од = 170 * 10000 =  1700000 тг 

 

б) Эксплуатационные  затраты 

 

Рассчитываем  эксплуатационные  затраты  на  поддержание  вертикального  ствола  по  следующей  формуле:

 

Qпод в с = К под в с * Т * Нк' ,    (2.28)

 

где Кпод. в.с. – стоимость  поддержание  1п.м.  в.  год, 

Кпод.в.с. = 9000 тг/ п.м.в. год.

 

Т = 18 лет –срок  службы  рудника

Нк' – полная  глубина  ствола  .

 

 

Нк' = Н гр + h' = 483 + 30 = 513 м .    (2.29)

 

Qпод в.с. = 9000 * 18 * 513 = 83106000 тг.

 

Эксплуатационные  затраты  на  поддержание  квершлагов