Процессы подземного способа разработки месторождений
Способы извлечения полезного ископаемого из недр земли: открытые горные работы, подземная добыча. Горно-геологическая характеристика месторождения. Обоснование годовой производственной мощности предприятия. Выбор схемы вскрытия. Процессы очистной выемки.
| Рубрика | Геология, гидрология и геодезия |
| Вид | курсовая работа |
| Язык | русский |
| Дата добавления | 18.10.2012 |
| Размер файла | 227,3 K |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
27
Размещено на http://www.allbest.ru/
Введение
Горнорудная промышленность играет важную роль в народном хозяйстве нашей страны. Развитие тяжелой и легкой индустрии в многом определяется ростом добычи руд черных и цветных металлов. Применение атомной энергии в мирных целях немыслимо без разработки урановых месторождений.
В настоящее время, в добывающей промышленности широко применяются 2 способа извлечения полезного ископаемого из недр земли, а именно: открытые горные работы и подземная добыча. Первый способ, как правило, характеризуется большими объемами горных выработок, как следствие большими удельными показателями вскрыши и высокой производительностью горного оборудования, и применяется, в основном, для неглубоко залегающих крупных месторождений. Когда встает вопрос об отработки глубоко залегающих и относительно маломощных месторождениях, то здесь подземная добыча является единственным возможным, незаменимым методом разработки месторождения.
Подземные горные работы, в отличии от открытых, требуют более меньших по объему горных выработок, малых объемов вскрыши, что существенно сказывается на себестоимости добычи. В тоже время, при ПГР не затрагивается верхний растительный слой земли и не нарушается рельеф, что характеризует данный метод как более экологически безопасный. Но наряду с положительными сторонами у подземной добычи есть и отрицательные моменты. Это, в первую очередь, высокая опасность работ, проводимых под землей, к тому же большая часть работ связана с пребыванием рабочих непосредственно в забое, относительно невысокая производительность, потребность в планировании и создании специальных выработок, их крепление и поддержание, в создании вентиляции подземных выработок. Решение данных проблем представляется возможным за счет применения самоходного оборудования, автоматизации процессов подземной разработки, создания более совершенных технологий.
Целью данной курсовой работы является более детальное ознакомление с процессами подземного способа разработки месторождений, принципами выбора схем вскрытия, систем разработки, типов сечений горных выработок и видов транспортного оборудования, а также методиками их расчета.
Это достигается путем решения всех выше перечисленных задач по конкретному варианту, выдаваемому руководителем работы.
1. Горно-геологическая характеристика
Месторождение состоит из одного пластового рудного тела с углом падения равным 800.
Рудное тело находится на глубине от поверхности земли 150 м и глубина распространения составляет 800 м. Глубина рудного тела от его верхней границы составляет 150 м. Средняя мощность рудного тела составляет 40 м, длина по простиранию 1000 м. Руды среднеустойчивые, вмещающие породы устойчивые, руда малоценная. Плотность руды 2,9 т/м3. Коэффициент руды 10 по шкале Протодьяконова. Над месторождением преобладает равниная местность.
2. Обоснование годовой производственной мощности горного предприятия
2.1 Подсчет балансовых запасов
Подсчет балансовых запасов полезного ископаемого для разработки подземным способом производится по средним геометрическим размерам с использованием вертикальных и горизонтальных геологических разрезов.
Если по условиям залегания верхняя часть месторождения может быть отработана открытым способом, то из общих балансовых запасов месторождения исключаются запасы руды, оказавшиеся в контуре карьера.
Величину балансовых запасов руды в месторождении определяют с учетом углов падения залежи.
-при углах наклона рудного тела более 30 град.
=23млн.т (2.1)
где: Б--условные балансовые запасы, т;
m--истинная мощность рудного тела, m=40 м;
L--длина залежи по простиранию, L =500 м;
НП--вертикальная глубина распространения рудной залежи для подземной разработки, м.
Нп=Н-Н0=800-150=650, м (2.2)
где Н--полная глубина залегания месторождения, 700 м;
НО--предельная глубина для открытых горных работ, так как в данном курсовом проекте исключаются открытые горные работы, то за НО принимаем глубину залегания, 150м.
б- угол падения залежи, б =80 град;
г -плотность руды в массиве, г=2,9 т/м3;
2.2 Производственная мощность и срок существования рудника
Годовую производительность определяют по горным возможностям и по экономически целесообразному сроку существования рудника.
В соответствии с действующими ВНТП 37-86 [19] годовую производительность рудника по горным возможностям определяют с учетом угла падения залежи.
При угле наклона рудного тела более 30О (исходя из среднего годового понижения уровня очистной выемки).
(2.8)
где АГ--годовая производительность проектируемого рудника, т/год;
U--среднее годовое понижение очистной выемки по всей рудной площади, U=15 м/год (табл.2.2);
К1, К2, К3, К4--поправочные коэффициенты, учитывающие, соответственно, угол падения и мощность рудного тела, применяемую систему разработки и число этажей, находящихся в одновременной работе (табл. 2.3), К1=1,1; К2=1; К3=0,7; К4=1,3.
n и p--планируемые коэффициенты потерь и разубоживания руды (табл. 2.4), доли ед;
S--горизонтальная площадь рудного тела, м2.
Горизонтальную площадь рудного тела S определяют по формуле:
-при угле наклона рудного тела более 30 град.
(2.6)
S=12*1000/sin80=12185,12
Определяем годовую производительность проектируемого рудника.
Aг=14*1,1*1*0,7*1,3*12,1852*2,9(1-0,03)/(1-0,07)=516,71 тыс.тонн
Минимальный срок существования рудника при годовой производительности 1619502 т/год составляет 25 и более лет.
После определения годовой производительности рудника полученное значение округляем до тысяч тонн и уточняем срок существования рудника:
(2.10)
Т=22968,95(1-0,03)/( 516,71(1-0,07))=46 лет
Принимаем что Т=30 лет и находим годовую производительность:
Для дальнейших расчетов принимаем Аr=0,8млн т/год.
3. Выбор схемы вскрытия и подготовки месторождения
3.1 Формирование конкурирующих схем вскрытия
Выбор схемы вскрытия месторождения осуществляется методом вариантов. Выбор сводится к определению типа, числа, места заложения, формы и площади поперечного сечения вскрывающих выработок в зависимости от горно-геологических условий месторождения, уровня развития техники и экономических показателей.
При назначении схемы вскрытия месторождения необходимо учитывать:
1. Экономичность, включая внешние транспортные связи, особенно до обогатительной фабрики;
2. Безопасность всего предприятия в целом и безопасность труда; главные вскрывающие выработки располагают за границами зоны сдвижения;
3. Современные тенденции в проектировании рудников (увеличение шага вскрытия до 500…600 м и более, увеличение шага углубки до 150…250 м и более; применение узкоспециализированных стволов--главного, вспомогательного, закладочного, вентиляционного и т.п.; применение наклонных стволов с конвейерным подъездом; применение наклонных съездов большой протяженности для самоходного оборудования; вскрытие концентрационными горизонтами с объединением двух-трех и более этажей и перепуском руды по глубоким рудоспускам);
4. Условия проветривания, обеспечивающие высокую эффективность и минимальные затраты;
5. Рельеф местности, мероприятия по охране окружающей среды и по отводу паводковых вод.
При назначении вариантов вскрытия необходимо учитывать, что горные выработки и пустоты, образующиеся после выемки полезного ископаемого, заполняются со временем обрушившимися породами, в результате чего масса пород над месторождением может деформироваться и оседать. Предохранить поверхностные сооружения и вышележащие выработки вскрытия от сдвижения пород можно, располагая их за пределами зоны сдвижения или путем оставления под ними охранных целиков из руды. Так как фактические углы сдвижения могут оказаться меньше проектных, то в целях безопасности поверхностные сооружения и выработки вскрытия располагают на расстоянии 30…60 м, иногда до 120 м от границы зоны сдвижения на поверхности. Обычно принимают углы сдвижения в скальных породах 60…70О, а в наносах - 40…50О [4].
Формирование вариантов вскрытия.
Воспользуемся поисковым полем в виде структурной классификации способов вскрытия месторождения.
Таблица 1.1
|
Структурный признак |
Вариант исполнения |
|
|
1. Тип схемы (системы) вскрытия - по количеству типов главных вскрывающих выработок |
а) простая схема (один тип гл. выработок) б) комбинированная схема (боле одного) |
|
|
2. тип главной вскрывающей выработки |
а) штольня. б) шахта (ствол): 1.вертикальный. 2. наклонный |
|
|
3. Положение главной вскрывающей выработки в плоскости простирания месторождения |
а) центральное положение б) фланговое |
|
|
4. Положение главной вскрывающей выработки относительно месторождения |
а) с пересечением месторождения б) без пересечения: 1. в породах лежачего бока 2. в породах висячего бока |
|
|
5. Ступенчатость вскрытия (по количеству ступеней вскрытия) |
а) одноступенчатое вскрытие б) многоступенчатое |
|
|
6. Шаг вскрытия |
а) с поэтажным шагом вскрытия б) с групповым шагом вскрытия |
|
|
7. Взаимное расположение главных и вспомогательных вскрывающих выработок |
а) совместное (на одной промплощадке) б) не совместное (разнесенное) |
По первому признаку сопоставимы оба варианта.
По второму признаку:
а) штольня - можно в комбинации со слепым стволом
б) шахта (ствол): можно как вертикальный, так и наклонный.
По третьему признаку:
а) центральное положение - применим в данном случае.
б) фланговое - не целесообразно с позиции затрат на транспортирование
По четвертому признаку:
а) с пересечением месторождения (1) - не целесообразно т.к. понесем неоправданные потери П.И.
б) без пересечения. Принимаем только со стороны лежачего бока (2) т.к. со стороны висячего бока (3) нецелесообразно из-за очень длинных квершлагов.
По пятому признаку: С учетом того, что глубина залегания месторождения до 1000м., принимаем одноступенчатое вскрытие.
По шестому признаку: предпочтение отдаем групповому шагу вскрытия.
По седьмому признаку: принимаем разнесенное взаимное расположение главных и вспомогательных вскрывающих выработок.
27
Размещено на http://www.allbest.ru/
Окончательное решение принимаем после выбора системы разработки.
Обоснование высоты этажа
Этаж - это часть шахтного поля, ограниченная по падению откаточными и вентиляционными штреками, по простиранию - границами шахтного поля.
Высота этажа вертикальная - это расстояние по вертикали между проекциями на вертикальную плоскость откаточного и вентиляционного штреков данного этажа.
На выбор высоты этажа влияют факторы горнотехнического, геологического и экономического характера. К ним относятся: системы разработки; способ вскрытия; интенсивность выемки запасов этажа; время, необходимое на подготовку этажа; мощность месторождения; выдержанность элементов его залегания и угол падения; физико-механические свойства руды и вмещающих пород. К числу экономических факторов относятся: стоимость проходки выработок и камер; расходы по доставке материалов и оборудования в очистные забои, ремонту выработок, подъему руды.
Определить высоту этажа для наклонных и крутопадающих месторождений расчетами бывает очень сложно из-за большого количества влияющих факторов, то есть в нашем случае, поэтому чаще всего высоту этажа устанавливают исходя из практических данных, а в частности из системы разработки. Для системы подэтажного обрушения высота этажа будет равна 50 м.
3.2 Экономическое обоснование выбранного варианта вскрытия
Для отработки данного месторождения принимаем один главный ствол, расположенный по центру залежи, а на флангах по одному вентиляционному стволу.
При выборе формы сечения и способа крепления необходимо исходить из минимальной суммы затрат по проведению и креплению выработки с расходами по ремонту крепи, транспорту и вентиляции за все время существования.
Размеры поперечного сечения выработки должны быть достаточными для нормальной работы транспорта, безопасного и удобного передвижения людей, доставки материалов и оборудования, а также должны обеспечивать прохождение необходимого количества воздуха.
Определяем площадь поперечных сечений главных вскрывающих выработок:
Sв=23,4+3,6*0,8=26
Принимаем типовое, круглое сечение ствола площадью 44,2 м2 (клети две4,5?1,5; скипов два вместимостью 6 м3), а вспомогательных вентиляционных стволов 33,2 м2. В обоих случаях крепь стволов деревянная. Тогда сечение в проходке составит:
Сечение горизонтальных выработок:
- главных квершлагов:
Sк =4,2+5,4*0,8=8,52м2
- вспомогательных квершлагов:
Sкв=0,75*0,52=6,39тыс. м2
Для дальнейших расчётов используем типовые сечения, близкие к расчётным 14 м2 и 9 м2. Так как квершлаги проходят без крепления, то на ослабленных участках возможно штанговое крепление кровли и бортов выработки.
Для основных горизонтов предусматриваем тупиковый околоствольный двор. Околоствольный двор включает в себя различные по своему назначению комплексы транспортных, камерных и вспомогательных выработок, обеспечивающих пропуск добытой руды и пустой породы из шахты на поверхность, поступающего с поверхности груза, перемещение людей, а также работу систем водоотлива, вентиляции, энергоснабжения.
Объем околоствольных дворов можно определить из выражений:
- основного околоствольного двора (VO, тыс.м3)
V0=4+7,6*0,8=10,08 м3
- вспомогательного (промежуточного) околоствольного двора (VВ, м3):
Vв=1000+200*0,8=1160 тыс.м3
Учитывая, что руды достаточно крепкие, предусматриваем для их выдачи на поверхность скиповой подъём. Для этого в околоствольном дворе предусматриваем установку дробильного комплекса. Находим его объём:
VК=1500*0,8=1200 м3
Большое влияние на выбор оптимального варианта вскрытия оказывает технологический комплекс поверхностных зданий, сооружений и оборудования. На современном руднике общая стоимость с учетом затрат на возведение и монтаж которых может достигать 20…22 % общей стоимости строительства рудника.
Объемно-планировочные и конструктивные решения размещения зданий и сооружений на поверхности рудника определяют принятыми технологическими процессами, параметрами устанавливаемого оборудования, требованиями строительных норм и правил, противопожарной безопасности, климатическими условиями, а также требованиями организации строительства, обеспечивающей минимальные трудовые и материальные затраты, а также сокращение продолжительности строительства.
По расчетным данным определяем объем проходческих работ и сумму капитальных затрат по вариантам ( расчеты сводим в табл.1 и 2).
Таблица 1. Объём и стоимость горно-капитальных работ (вариант 1) «С центральным расположением ствола».
|
Наименование выработок |
Кол-во выработок |
Длина, м |
Сечение в проходке, м2 |
Объём, м3 |
Стоимость проведения 1м3, тыс. руб. |
Сумма, млн.руб. |
|
|
Ствол главный |
1 |
820 |
59,7 |
48954 |
52 |
2545,6 |
|
|
Ствол вспомогательный |
3 |
800 |
44,8 |
35840 |
59,5 |
2132,4 |
|
|
Квершлаги: |
|
||||||
|
гор.1 |
1 |
415 |
9 |
3735 |
40 |
149,4 |
|
|
гор.2 |
1 |
425 |
9 |
3825 |
40 |
153 |
|
|
гор.3 |
1 |
430 |
9 |
3870 |
40 |
154 |
|
|
гор.4 |
1 |
435 |
9 |
3915 |
40 |
156 |
|
|
гор.5 |
1 |
440 |
9 |
3960 |
40 |
158 |
|
|
гор.6 |
1 |
445 |
9 |
4005 |
40 |
160 |
|
|
гор.7 |
1 |
450 |
9 |
4050 |
40 |
162 |
|
|
гор.8 |
1 |
470 |
9 |
4230 |
40 |
169 |
|
|
гор.9 |
1 |
480 |
9 |
4320 |
40 |
172 |
|
|
гор.10 |
1 |
490 |
9 |
4410 |
40 |
176 |
|
|
гор.11 |
1 |
495 |
9 |
4455 |
40 |
178 |
|
|
гор.12 |
1 |
505 |
9 |
4545 |
40 |
181 |
|
|
гор.13 |
1 |
510 |
9 |
4590 |
40 |
183 |
|
|
гор.14 |
1 |
520 |
9 |
4680 |
40 |
187 |
|
|
Вспомогательные |
39 |
14160 |
6,5 |
92040 |
40 |
3681 |
|
|
Околоствольный двор: |
|
||||||
|
основной |
2 |
- |
- |
20312 |
96,6 |
1962,1 |
|
|
вспомогательный |
24 |
- |
- |
29050 |
96,6. |
2806,2 |
|
|
Копёр |
3 |
- |
- |
- |
- |
600 |
|
|
Здание подьёмных машин |
3 |
- |
- |
- |
- |
600 |
|
|
Погрузочные бункеры, эстакады |
1 |
- |
- |
- |
- |
400 |
|
|
Итого по варианту 1. |
- |
- |
- |
284786 |
- |
80266,18 |
Таблица 2. Объём и стоимость горно-капитальных работ (вариант 2).
|
Наименование выработок |
Кол-во выработок |
Длина, м |
Сечение в проходке, м2 |
Объём, м3 |
Стоимость проведения 1м3,тыс. руб. |
Сумма, млн.руб. |
|
|
Ствол главный |
1 |
740 |
59,7 |
25370 |
52 |
1337,5 |
|
|
Ствол вспомогательный |
2 |
720 |
44,8 |
29890 |
59,5 |
1778,5 |
|
|
Ствол главный слепой |
|||||||
|
слепой 1 |
1 |
250 |
59,7 |
14925 |
52 |
776,1 |
|
|
слепой 2 |
1 |
250 |
59,7 |
149,25 |
52 |
776,7 |
|
|
Ствол вспомогат. Слепой |
|
|
|
||||
|
вспом. Слеп.1 |
2 |
250 |
44,8 |
11200 |
59,5 |
666,4 |
|
|
вспом. Слеп.2 |
2 |
250 |
44,8 |
11200 |
59,5 |
666,4 |
|
|
Квершлаги: |
|||||||
|
гор.1 |
1 |
415 |
6,5 |
2697,5 |
45 |
1213,875 |
|
|
гор.2 |
1 |
280 |
6,5 |
1820 |
45 |
819 |
|
|
гор.3 |
1 |
285 |
6,5 |
1852,5 |
45 |
833,625 |
|
|
гор.4 |
1 |
295 |
6,5 |
1917,5 |
45 |
862,875 |
|
|
гор.5 |
1 |
300 |
6,5 |
1950 |
45 |
877,5 |
|
|
гор.6 |
1 |
305 |
6,5 |
1982,5 |
45 |
892,125 |
|
|
гор.7 |
1 |
175 |
6,5 |
1137,5 |
45 |
511,875 |
|
|
гор.8 |
1 |
185 |
6,5 |
1202,5 |
45 |
541,125 |
|
|
гор.9 |
1 |
195 |
6,5 |
1267,5 |
45 |
570,375 |
|
|
гор.10 |
1 |
205 |
6,5 |
1332,5 |
45 |
599,625 |
|
|
гор.11 |
1 |
210 |
6,5 |
1365 |
45 |
614,25 |
|
|
гор.12 |
1 |
220 |
6,5 |
1430 |
45 |
643,5 |
|
|
гор.13 |
1 |
230 |
6,5 |
1495 |
45 |
672,75 |
|
|
гор.14 |
1 |
240 |
6,5 |
1560 |
45 |
702 |
|
|
Вспомогательные |
22 |
8840 |
11,25 |
99450 |
45 |
10354,5 |
|
|
Околоствольный двор: |
|
||||||
|
основной |
2 |
- |
- |
38400 |
927,36 |
3709,4 |
|
|
вспомогательный |
24 |
- |
- |
47600 |
96,6. |
4598,2 |
|
|
Копёр |
3 |
- |
- |
- |
- |
600 |
|
|
Здание подьёмных машин |
3 |
- |
- |
- |
- |
600 |
|
|
Погрузочные бункеры, эстакады |
3 |
- |
- |
- |
- |
400 |
|
|
Итого по варианту 2. |
|
|
|
310145 |
|
22449 |
По результатам расчетов определяем:
- удельные капитальные затраты
-удельный объем горно-капитальных работ
- потонная амортизация горно-капитальных работ
Количество добытой рудной массы за весь период эксплуатации рудника:
Рассчитываем эксплуатационные расходы по сравниваемым вариантам:
- затраты на поддержание и ремонт горных выработок (стволов, квершлагов, рудоспусков)
- на транспортировку и подъем руды
- на водоотлив
Табл. 3. Эксплуатационные расходы по вариантам вскрытия.
|
Статьи расходов |
Сумма, млн.руб |
||
|
Вариант 1 |
Вариант 2 |
||
|
Поддержание главного и вспомог. стволов Поддержание квершлагов Поддержание рудоспусков Транспортировка руды Подъем руды по стволу Водоотлив Поддержание лифтоподъемника Итого: |
161 495,6 35 2554,4 1534,5 10,5 - 4791 |
161 309,4 38,5 1593,2 1534,5 10,5 44,3 3691,4 |
Удельные эксплуатационные расходы на 1 т годовой добычи:
Выбор эффективного варианта вскрытия производим по минимуму приведенных затрат:
Анализируя производственные расчеты принимаем для вскрытия месторождения второй вариант, так как он обеспечивает меньше приведенные затраты.
4. Процессы очистной выемки
4.1 Отбойка руды скважинами
Отбойка руды -отделение руды от массива с дроблением на куски. Производят с помощью буровзрывных работ, реже применяют механическую отбойку. Вторичное дробление руды включает дробление образовавшихся при взрывной отбойке чрезмерно крупных кусков (негабаритов). Вторичное дробление осуществляют взрывным и механическим способом в процессе доставке руды в очистном блоке или перед погрузкой в транспортные средства.
Отбойку руды при разработке рудных месторождений в основном осуществляют взрывным способом. Взрывной отбойкой называют отбойку взрыванием зарядов ВВ, помещенных в шпуры, скважины или специальные выработки. Ее эффективность зависит от соответствии параметров буровзрывных работ геологическим и горно-техническим условиям месторождения. В практике, как правило, параметры буровзрывных работ на очистной выемки определяют экспериментальным путём или по аналогии с другими рудниками.
Удельные значения элементов затрат на взрывную отбойку составляют при крепких породах--бурение 60…70 %, ВВ--20…30 %, заряжание и взрывание 10…20 % [7, с.54].
Проектирование взрывных работ в подземных условиях отличается от условий проектирования в других смежных областях, в частности, при открытой разработке месторождений и строительстве: разнообразием горно-геологических условий залегания и систем разработки; большим числом производительных процессов; широким диапазоном изменения диаметра взрывных скважин и применением различных технических средств и способов бурения; многообразием методов ведения взрывных работ; необходимостью поддержания или обрушения налегающих горных пород, устойчивостью целиков и потолочин; применением методов и средств, позволяющих уменьшить потери и разубоживание руды. [8, с.142].
Основные показатели, характеризующие эффективность отбойки руды:
1. Продолжительность труда бурильщика.
2. Число метров шпуров или скважин, необходимых для отбойки 1 м3 руды, а также выход с 1 м шпура или 1 м3 руды.
3. Расход ВВ на отбойку 1 т или 1 м3 руды.
4. Качество дробления руды, характеризуемое выходом негабаритов в процентах по массе.
В последние годы скважинная отбойка руды при подземной разработке месторождений получила наибольшее распространение. Скважинами обычно отбивают руду послойно, располагая их веерами или рядами, параллельными поверхностями массива, на которую производится отбойка. Эта поверхность может граничить со свободным пространством, достаточным для увеличения объема взорванной руды, или с раздробленной в куски горной массой (отбойка в зажиме) [7]. Значительно реже применяют веерно-пучковое расположение скважин, когда отбиваемый массив обуривают на одной или двух буровых выработок.
Наибольшее распространение получило на практике многорядное (2…5 рядов) короткозамедленное взрывание комплектов скважин. Отбойку руды выполняют горизонтальными, вертикальными или наклонными слоями.
При параллельном расположении скважин их число можно определить из расчета 4…6 м2 площади буровой заходки на скважину. Обычно расстояние ряда скважин от заходки или от контактов с вмещающими породами составляет 0,4…0,5 м [13].
При веерном расположении скважин их длина и длина зарядов ВВ неодинаковы, поэтому число скважин и расположение зарядов в них определяют расчетно-графическим путем.
Определяем линию сопротивления по подошве:
Наибольшее расстояние между зарядами ВВ:
Наименьшее расстояние между зарядами ВВ:
Масса заряда ВВ, приходящаяся на 1 м скважины
Табл. 4. Определение длины скважин и массы заряда.
|
Номер скважины |
Длина, м |
Масса заряда, кг |
||
|
Скважины |
Заряда |
|||
12345678910Итого: |
1214,618,42329,638,439,236,23432277,4 |
631010,815,62418,81013,48119,6 |
18,69,33133,548,474,458,33141,524,8370,8 |
Определяем количество рудной массы, отбиваемой в слое.
Фактический удельный расход ВВ на 1 т добытой руды.
(3.26)
Длина скважин на 1000 т отбиваемой рудной массы.
Выход руды с 1 м скважины
Продолжительность бурения скважин в отбиваемом слое подэтажа.
Трудоемкость работ по бурению скважин в слое.
Трудоемкость работ по бурению скважин на 1000 т добытой рудной массы.
Продолжительность заряжания скважин.
Трудоемкость работ по заряжанию скважин в слое.
Трудоемкость работ по заряжанию скважин на 1000 т добытой рудной массы.
4.2 Погрузка и доставка руды самоходным оборудованием
В настоящее время широкое распространение на погрузке и доставке руды получили погрузочно-доставочные (погрузочно-транспортные) машины, которые подразделяют на ковшовые (ПД), транспортирующие горную массу в ковше, и машины с ковшом и кузовом (ПТ), транспортирующие горную массу в кузове. Привод у машин бывает дизельный, дизель-электрический, пневматический.
Погрузочно-транспортные машины с кузовом вместимостью 1,0…2,5 м3 достигают максимальной производительности при транспортировке руды на расстояние до 30…60 м, имеют сравнительно невысокую производительность, поэтому получили меньшее распространение.
Ковшовые погрузочно-доставочные машины бывают: легкие - с грузоподъемностью ковша до 2…3 т, среднего класса 4…5 т и тяжелые - 7…20 и более. Данные машины удовлетворительно работают на крупнокусковатой руде при вместимости ковша более 3 м3. расстояние доставки от 100…400 до 500…1000 м при грузоподъемности 8…20 т. при больших расстояниях эти машины применяют в комплексе с автосамосвалами.
Погрузку и доставку руды осуществляют в камерах, на слоях или в погрузочных заездах, имеющих ограниченную площадь поперечного сечения. На эффективность погрузки значительное влияние оказывает выход негабаритных кусков руды и наличие в навале руды большого количества мелкой фракции.
Выбор типоразмера погрузочно-доставочных машин осуществляется с учетом мощности и высокой производительности машин, увязанных с существующими или проектируемыми площадями поперечного сечения выработок рудника, размерами участка или блока. Необходимо также учитывать площади поперечных сечений стволов или наклонных съездов и возможность транспортирования по ним самоходных машин.
Учитывая размеры очистной выработки (высота 3 м, ширина 4 м) и расстояние доставки 200 м, принимаем погрузочно-доставочную машину ПД-5 [1, табл. 3.15].
Определим вместимость ковша машины.
Vk=Qkp/kз,
Vk=51,2/3,20,92=1,7 м3.
Площадь лобового сопротивления движению машины.
S=1,92,24=4,25 м2.
Дополнительное сопротивление от ветровой нагрузки.
в=kвSVп,
в=704,256=1785 Н.
Сопротивление движению машины.
Р=2g(Q+G)(Сд+ Сдп/1000)+в,
- для груженой машины:
Рг =29,8(5+13,5)(35+16+120/1000)+1785=20321,1 Н.
- для порожней машины:
Рп=29,8(0+13,5)(35+16-120/1000)+1785= 15247,8 Н.
Средняя скорость движения машины.
V=1000Nkтрkвоkнkнм/Р,
- для груженой машины:
Vг=10001100,90,920,930,8/20321,1=3,3 км/ч=0,92 м/с.
- для порожней машины:
Vг=10001100,9,920,930,8/15247,8=4,4 км/ч=1,23 м/с.
Время движения машины:
- время движения груженой машины:
tг=0,017L/Vг,
tг=0,017200/0,92=3,69 мин
- время движения порожней машины:
tп=0,017L/Vп,
tп=0,017200/1,23=2,76 мин
Общее время движения машины:
tдв=tг+tдв
tдв=3,69+2,76=6,45 мин
Время наполнения ковша.
tн=25/,
tн=25/=0,85 мин.
Количество руды выпущенное между зависаниями.
Qз=50,
Qз =50=1464 т.
Число зависаний приходящееся на один цикл ПДМ
Nзав=q/Qз
Nзав=5/1464=0,003
Удельные затраты времени на ликвидацию зависаний в выработках выпуска:
tзав=Nзавt'зав
tзав=0,00315=0,05 мин.
Продолжительность цикла с учетом времени маневров при разгрузке ковша машины равным 0,5 мин.
Тц=tдв+tн+tзав+tр
Тц=6,45+0,85+0,05+0,5=7,85 мин.
Эксплуатационная производительность ПДМ.
П=60Тсмqk1k2k3/Тц,
П=60650,750,90,75/7,85=116 т/см
Число ПДМ в комплексе.
NПДМ=LФНФ/(Пnсм),
NПДМ=60373,2/(1164)=9 машин
Проведя расчет технологического комплекса доставки руды, применяем для доставки руды девять погрузочно-доставочных машин ПД-5, грузоподъемностью 5 т и мощностью двигателя 110 кВт.
5. Выбор рациональной системы разработки. Баланс блока
Система разработки - определенный в пространстве и времени порядок ведения подготовительных и очистных работ.
На большинстве рудных месторождений по геологическим и горно-техническим факторам можно применять различыне классы систем разработки.
Выбор системы разработки производится методом исключения, т.е. рассматривают возможность применения на данном месторождении или его части всех существующих систем разработки (табл.4.1) и исключают те из них, условия которых не соответствует горно-техническим факторам.
Все факторы условно делятся на две группы: постоянные и переменные.
Постоянные факторы: устойчивость руды и вмещающих пород, мощность и угол падения рудного тела.
Переменные факторы: ценность полезного ископаемого; склонность руды к слеживанию, окислению, самовозгоранию; возможность нарушения земной поверхности в результате разработки; минералогический состав вмещающих пород; наличие в рудном теле породных включений и забалансовых руд; характер контактов рулного тела с вмещающими породами; глубина разработки; необходимость выемки руды по сортам.
Выбор системы разработки производят методом исключения в следующей последовательности:
1. Составляют таблицу с перечнем постоянных и переменных факторов (табл.4.2), характеристики месторождения в виде средних значений и указанием класса систем.
2. Рассматривают каждый из факторов и помечают в таблице приемлемые (+) и неприемлемые (-) классы по заданной характеристике месторождения.
3. Каждый из факторов рассматривают без учета влияния предыдущих и последующих факторов.
4. В пределах класса систем могут быть приемлемы только отдельные группы или варианты, поэтому необходимо в примечании указать, какая именно система имеется в ввиду.
5. После рассмотрения всех факторов обычно оставляют 2…3 системы, обеспечивающие высокую производительность или более высокие показатели извлечения руды.
6. Выбор наиболее эффективной из них может быть произведен только путем технико-экономического сравнения. Технико-экономическое сравнение производят по максимуму прибыли, получаемой с 1 т погашаемых балансовых запасов.
В работе производится логическое сравнение систем разработки по объему горно-подготовительных и нарезных работ, производительности системы, производительности забойных рабочих, показателям потерь и разубоживания руды.
Для дальнейшего рассмотрения принимают только одну систему разработки. месторождение горный подземный добыча
Конструктивные параметры принятой системы разработки должны быть увязаны с исходными данными задания. Конструкцию системы принимают по данным практики разработки аналогичных месторождений, приведенных в учебных пособиях и журналах.
Табл. 5 Выбор системы разработки.
|
Наименование горно-геологических факторов |
Характеристика месторождения |
Классы систем |
|||||||
|
1 |
2 |
3 |
4 |
5 |
6 |
7 |
|||
|
1. Устойчивость: руды пород 2. Мощность рудного тела 3. Угол падения рудного тела 4. Ценность руды 5. Склонность руды: к возгоранию к слеживанию 6. Наличие полезных компонентов во вмещающих породах 7. Необходимость сохранения поверхности 8. Характер контакта руда порода 9. Глубина разработки |
ср. уст. уст. 10м 80О ценная Нет Нет Нет Нет 800 м |
- - - - + + + + + + |
- - + + + + + + + + |
+ + - - + + + + + + |
- - - - + + + + + + |
+ + - - + + + + + + |
+ + + + + + + + + - |
- - - - + + + + + - |
После рассмотрения всех факторов получаем, что при заданных горно-технических условиях применимы системы разработки 6-го класса - системы разработки с обрушением руды и вмещаюших пород.
Из трех групп систем разработки данного класса при заданных условиях наиболее рационально применение системы подэтажного обрушения.
5.1 Баланс блока
Баланс блока определяем в следующей последовательности:
Определяем объем руды в блоке
Vбл=Lблmhэ/sin , м3
Vбл=602560/sin 50O=117468,5 м3.
Балансовые запасы блока.
Ббл= Vбл
Ббл=117468,53,2=375955 т.
Удельный вес горно-подготовительных работ:
Уд. вес ГПР=ГПР/бал. запасы
Уд. вес ГПР=4422/362733=12,19 м3/1000т
Удельный вес нарезных работ:
Уд. вес НР=НР/бал. запасы
Уд. вес НР= 16800/362733=46,32 м3/1000т
Табл. 6 Баланс блока
|
Наименование |
Кол-во |
Сечение, м2 |
Длина,м |
Объем, м3 |
Плотность, т/м3 |
Кн |
Кк |
Балансовые запасы,т |
Извлекаемые запасы, т |
Добыто руды, т |
|||
|
по руде |
общая |
по руде |
общая |
||||||||||
|
1 |
2 |
3 |
4 |
5 |
6 |
7 |
8 |
9 |
10 |
11 |
12 |
13 |
|
|
ГПР |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
1. Орт |
4 |
12 |
0 |
60 |
0 |
2880 |
3.2 |
0.97 |
0.9 |
0 |
0 |
0 |
|
|
3. Вентиляц. штрек |
1 |
6 |
0 |
60 |
0 |
360 |
3.2 |
0.97 |
0.9 |
0 |
0 |
0 |
|
|
4. Рудоспуск |
1 |
0 |
78 |
0 |
702 |
3.2 |
0.97 |
0.9 |
0 |
0 |
0 |
||
|
Итого ПГВ |
|
|
|
|
0 |
4422 |
3.2 |
0.97 |
0.9 |
0 |
0 |
0 |
|
|
Нарезные выработки |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
5. Буровой штрек |
14 |
12 |
25 |
50 |
4200 |
8400 |
3.2 |
0.97 |
0.9 |
13440 |
|
|
|
|
6. Доставочный штрек |
14 |
12 |
25 |
50 |
4200 |
8400 |
3.2 |
0.97 |
0.9 |
13440 |
13037 |
14485 |
|
|
Итого НВ |
|
|
|
|
8400 |
16800 |
|
|
|
26880 |
13037 |
14485 |
|
|
Очистные выработки |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
7. Выемка панели |
|
|
|
|
74408 |
|
3.2 |
0.97 |
0.9 |
238106 |
230962 |
256625 |
|
|
8. Защитный козырёк |
|
|
|
|
19581 |
|
3.2 |
0.97 |
0.9 |
62659 |
60779 |
67533 |
|
|
9. Выемка МКЦ |
|
|
|
|
10965 |
|
3.2 |
0.97 |
0.9 |
35088 |
34035 |
37817 |
|
|
Итого ОВ |
|
|
|
|
104954 |
|
3.2 |
0.97 |
0.9 |
335853 |
325777 |
361975 |
|
|
Итого по блоку |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
362733 |
338814 |
376460 |
6. Технико-экономические показатели
Табл. 7. Технико-экономические показатели по проекту
|
1. Балансовые запасы МПИ, |
тыс. т |
54450 |
|
|
2. Годовая производственная мощность, |
тыс. т/год |
2070 |
|
|
3. Расчётный срок существования предприятия, лет |
лет |
30П |
|
|
4. Приведенные затраты на строительство предприятия, |
млн. руб |
22,449 |
|
|
5. Объём запасов блока, |
тыс. т |
375,9 |
|
|
6. Удельный объём ГПР, |
м3/1000 т |
12,19 |
|
|
7. Удельный объём нарезных работ, |
м3/1000 т |
46,32 |
|
|
8. Производительность блока, т/мес |
т/мес |
125280 |
|
|
9. Производительность забойного рабочего, |
т/см |
38,6 |
|
|
10. Выход руды с одного погонного метра шпура, |
т/пог. м |
12,6 |
|
|
11. Коэффициент извлечения из недр |
0,97 |
||
|
12. Коэффициент изменения качества |
0,9 |
Заключение
В данном курсовом проекте мы произвели следующие расчеты и выборы.
Подсчитав балансовый запас мы получили следующие данные: глубина распространения рудной залежи 700м, условный балансовый запас 60048 тыс. т. Определили годовую производительность 2070 тыс. т. с оптимальным сроком службы рудника 35 лет.
При выборе схемы вскрытия выполнили необходимые чертежи и приняли схему вскрытия вертикальным стволом в лежачем боку с вертикальными рудоспусками. Произвели расчет объема и стоимости горно-капитальных работ. Получили общий объем 310145м3 и стоимость в размере 22449 тыс. рублей. Подсчитали удельные капитальные затраты, равные 10,84 тыс.руб/т в год, удельный объем горно-капитальных работ, равный 0,0047 м3/т, удельные эксплуатационные расходы на 1т годовой добычи, равные 0,057 тыс.руб/т, приведенные затраты, 1,68 тыс.руб/т.
Также произвели выбор схемы разработки методом исключения и приняли схему разработки подэтажное обрушение. Приняли скважинную отбойку руды и доставку руды самоходным оборудованием типа ПД-5, произвели расчет баланса блока, и получили балансовый объем блока равный 375955т, рассчитали удельный объем ГПР, равный 12,19 м3/1000т, удельный объем нарезных работ, равный 46,32 м3/1000т, производительность блока--125280 т/мес., производительность забойного рабочего--38,6 т/чел.см.
Литература
1. Технология, механизация и организация подземных горных работ /М.П. Жигалов, С.А. Ярунин.--М. :Недра, 1990.--428 с.
2. Технология и комплексная механизация разработки рудных месторождений / Г.П. Попов.--М. : Недра. 1970.--456 с.
3. Сборник примеров и задач по подземным горным работам / С.А. Вохмин.--КГАЦМиЗ. : Красноярск. 1995.--129 с.
4. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом.--М. : Недра , 1972.--225с.
5. Справочник по буровзрывным работам / Под общ. ред. М.И. Друкованного.--М. : Недра , 1976.--632 с.
6. Разработка рудных и нерудных месторождений / Агошков М.И., Борисов С.С., Боярский В.А.--М. : Недра, 1983.--424 с.
7. Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий горной металлургии с подземным способом разработки.--Л. : Гипроруда , 1979.--197 с.
8. Основы подземной разработки рудных месторождений, Метод. указания к лабораторным работам / Сост,, Н.Х. Загиров , В.К. Ковалев: КИЦМ,--Красноярск , 1988.--16 с.
Размещено на Allbest.ru
Подобные документы
Расчет балансовых запасов месторождения полезного ископаемого, годовой производственной мощности и срока существования рудника. Выбор рациональной системы разработки и вскрытия месторождения. Определение размеров поперечного сечения вскрывающих выработок.
курсовая работа [801,4 K], добавлен 18.03.2015Краткая горно-геологическая и горнотехническая характеристика месторождения. Расчет параметров подземного рудника, его годовая производительность. Выбор и обоснование схемы вскрытия шахтного поля, способа его подготовки, разработки месторождения.
курсовая работа [31,8 K], добавлен 05.02.2014Определение балансовых запасов месторождения полезного ископаемого, производственной мощности и срока существования рудника. Выбор рационального варианта вскрытия и подготовки месторождения. Расчет технологического комплекса отбойки и доставки руды.
курсовая работа [100,5 K], добавлен 26.11.2011Горно-геологическая характеристика карьера, расчет параметров, объема вскрыши и полезного ископаемого. Выбор и обоснование способов вскрытия, системы разработки. Выбор экскаватора и расчет производительности. Параметры системы открытой разработки.
курсовая работа [703,0 K], добавлен 26.10.2016Краткая геологическая и горно-техническая характеристика месторождения. Горно-геологический анализ карьерного поля. Уточнение запасов полезного ископаемого и вскрышных пород. Выбор высоты уступов исходя из принятого оборудования и строения залежи.
курсовая работа [134,4 K], добавлен 26.01.2013Определение балансовых запасов шахтного поля. Выбор системы разработки. Определение действующей линии очистных забоев. Проверка длины лавы по технико-организационным показателям. Определение высоты яруса. Выбор средств механизации для очистной выемки.
курсовая работа [96,8 K], добавлен 27.02.2014Особенности открытого способа разработки полезных ископаемых по сравнению с подземным. Выбор и обоснование рабочих и нерабочих углов откосов уступов и бортов карьера. Горно-геометрический анализ карьерного поля с уточнением запасов ископаемого и пород.
курсовая работа [129,0 K], добавлен 23.06.2011Обоснование способа и схемы подготовки шахтного поля. Определение нагрузки на очистной забой. Выбор средств комплексной механизации. Расчет запасов полезного ископаемого выемочного столба и срока отработки выемочных участков. Организация работ в лаве.
курсовая работа [838,0 K], добавлен 17.03.2013Характеристика района. Инженерно-геологическая и гидрогеологическая характеристика Костомукшского месторождения. Запасы железной руды. Состояние и перспективы развития горных работ. Выемочно-погрузочные работы. Переработка полезного ископаемого.
курсовая работа [1,9 M], добавлен 23.04.2019Краткая геологическая характеристика месторождения. Выбор метода вскрытия и подготовки шахтного поля. Расчет годовой производственной мощности рудника и срока его существования. Анализ эксплуатационных и капитальных затрат на вскрытие месторождения.
курсовая работа [60,9 K], добавлен 03.07.2012
