Добавлен: 24.10.2023
Просмотров: 90
Скачиваний: 2
ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.
Содержание
Введение 3
1. Исходные данные для проектирования 4
2. Обоснование годовой производственной мощности горного предприятия 5
2.1 Подсчет балансовых запасов 5
2.2 Определение годовой производительности и срока существования рудника 5
Определяем годовую производительность рудника: 6
3. Выбор и обоснование рационального варианта вскрытия и подготовки 7
4. Выбор системы разработки 13
4.1 Выбор системы разработки 14
4.2 Расчет технологического комплекса отбойки руды (шпуровая отбойка) 15
4.3 Расчет технологического комплекса доставки руды 19
Заключение 24
Список литературы 25
.ru 25
Введение
Горнорудная промышленность является самостоятельной отраслью горной промышленности, имеет свои особенности и сложности. Особенностью её является тесная связь с геологией, разведкой и технологией переработки добычной руды.
Задачи по развитию сырьевой базы горнорудной промышленности и повышению негативных показателей её работы: дальнейшее увеличение добычи руд открытым способом, внедрение новых способов и технологических схем, применение производительного оборудования на карьерах и подземных рудниках, добыча руд подземным способом и применение самоходного оборудования, снижение экономического ущерба от потерь и разубоживания руды, более полное извлечение всех полученных компонентов в добываемых рудах, более современное планирование и организация производства с использованием ЭВМ.
1. Исходные данные для проектирования
Месторождение представлено пластообразной залежью с углом падения 00. Длина рудного тела по простиранию составляет 1800 м, глубина залежи 400м. Рудное тело имеет четкий контакт с породами висячего и лежачего бока. Плотность руды и пород 3,2 т/м3. Устойчивость руды - НУ, устойчивость породы – НУ.
2. Обоснование годовой производственной мощности горного предприятия
2.1 Подсчет балансовых запасов
Для расчетов в зависимости от системы разработки принимаем коэффициент потерь n=3%, коэффициент разубоживания p=7% [1].
Величину балансовых запасов руды в месторождении определяют с учетом углов падения залежи. При углах наклона рудного тела менее 30
.
Б=mLLB р.cos, м. (2.1)
где m – истинная мощность рудной залежи, м;
р – плотность руды в массиве, т/м3;
- угол падения залежи, град.;
L – длина залежи по простиранию, м
LB-длина проекции рудного тела на горизонтальную плоскость вкрест простирания, м
Б=1,8*1800*1350*2,8*cos10=3333960 т
Горизонтальная площадь рудного тела
S=L*LB/cosα =1800*1350/0,984 = 685975,6 м2 (2.2)
2.2 Определение годовой производительности и срока существования рудника
Годовую производительность определяют по горным возможностям и по экономически целесообразному сроку существования рудника.
Годовую производительность рудника по горным возможностям определяют с учетом угла падения залежи.
При угле наклона рудного тела менее 30о
Аг = Si*(T*g/S), (2.3)
где Аг– годовая производительность проектируемого рудника, т/год;
Si – коэффициент использования рудной площади месторождения (табл. 2.5 ) [ 1 ]
Т – удельный вес системы разработки в общем объёме добычи, доли ед.;
S – площадь блока, находящегося в очистной выемке, тыс.м3.
Определяем годовую производительность рудника:
Аг =0,05*(1*200000/0,1 ) = 100000 т/год.
Т = , (2.4)
где Т – срок существования проектируемого рудника, лет.
Т=(3333960*(1-0,1)) / (100000*(1-0,07)) = 34 года
3. Выбор и обоснование рационального варианта вскрытия и подготовки
Выбор схемы вскрытия месторождения осуществляют методом вариантов. Выбор сводится к определению типа, места заложения, формы и площади поперечного сечения вскрывающих выработок в зависимости от горно-геологических условий месторождения, уровня развития техники.
При назначении схемы вскрытия месторождения необходимо учитывать:
-
Экономичность, включая внешние транспортные связи особенно до обогатительной фабрики. -
Безопасность всего предприятия в целом и безопасность труда; главные вскрывающие выработки располагают за границами зоны сдвижения. -
Современные тенденции в проектировании рудников. -
Условия проветривания, обеспечивающие высокую эффективность и минимальные затраты. -
Рельеф местности, мероприятия по охране окружающей среды и по отводу напорных вод.
При назначении вариантов вскрытия необходимо учитывать, что горные выработки и пустоты, образующиеся после выемки полезного ископаемого, заполняют со временем обрушившимися породами, в результате чего масса пород над месторождением может деформироваться и оседать.
Предохранять поверхностное сооружение и выше лежащие 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 оказываться меньше проектных, то в целях безопасности поверхностные сооружения и выработки вскрытия располагают на расстоянии 30-60м, иногда до 120м от границы зоны сдвижения на поверхности. Обычно применяют углы сдвижения в скальных породах 60-700, а в насосах 40-1800, но при обводненных поверхностях применяют углы в наносах 12-150.
Установление конкурирующих схем вскрытия
Для вскрытия данного месторождения могут быть применены следующие варианты:
А) вскрытие наклонным стволом в лежачем боку ;
Б) вскрытие наклонным стволом в висячем боку;
В) вскрытие наклонным стволом и групповыми квершлагами в лежачем боку;
Г) вскрытие наклонными стволами в лежачем боку.
При заданных условиях залегания вскрытие наклонным стволом в висячем боку не целесообразно из-за резкого увеличения длины
Для данного месторождения принимаем один главный ствол, располагаемый по центру залежи и один вентиляционный ствол расположенный возле главного. Подготовка идет погоризонтными квершлагами.
Определяем и уточняем по таблице поперечные сечения:
-
главного наклонного ствола
(3.1)
где: Аг—годовая производственная мощность рудника, млн.т
SB=9,3+0,98*0,1=29.6м2
Принимаем типовое круглое сечение ствола площадью 29.6м2, а вспомогательных стволов 24.4м2.
В обоих случаях крепь стволов – бетонная.
Сечение горизонтальных выработок составит:
- главного квершлага:
Sвч=4,2*5,4*Аг=4,7м2. (3,2)
- вспомогательного квершлага:
Sвс=0,75* Sвч =0,75*4,7=3,5 м2 (3.3)
.
Принимаем типовое сечение 4,7м2 и 3,5м2.
Для основных горизонтов предусматриваем тупиковый околоствольный двор, а объем определяем по формуле:
(3.4)
V0=4+7.6*0,1=4,76 тыс.м3.
Объем околоствольных дворов у вспомогательных стволов и на промежуточных горизонтах у главного ствола составит:
(3.5)
Vв=1000+200*0,1=1020м3.
Таблица 1. Объем горно-капитальных работ
Наименование | количество | Длинна, м | Сечение в проходке, м | Объем, м | Стоимость 1 м3, тыс. руб. | Сумма, млн. руб. |
Ствол главный | 1 | 1490 | 29.6 | 20720 | 56,2 | 787,1 |
Ствол вспомогательн. | 1 | 490 | 24.5 | 15925 | 64,3 | 630,4 |
Квершлаг: горизонт 1 | 1 | 400 | 4,7 | 1222 | 25,3 | 30,9 |
горизонт 2 | 1 | 400 | 4,7 | 1222 | 25,3 | 30,9 |
горизонт 3 | 1 | 400 | 4,7 | 1222 | 25,3 | 30,9 |
горизонт 4 | 1 | 400 | 4,7 | 1222 | 25,3 | 30,9 |
горизонт 5 | 1 | 400 | 4,7 | 1222 | 25,3 | 30,9 |
горизонт 6 | 1 | 400 | 4,7 | 1222 | 25,3 | 30,9 |
Вспом. квершлаги | 6 | 260 | 3,5 | 8190 | 32,3 | 264,5 |
Околоствольный двор: основной вспомогат. | 7 7 | | 4,76 1,02 | 3332 7140 | 96,6 96,6 | 321,8 689,7 |
Копёр | 2 | | | | | 200 |
Надшахтноездание | 3 | | | | | 135 |
Здание подъемн. машин | 1 | | | | | 400 |
Погрузочныйбункер | 1 | | | | | 200 |
Итого | | | | 340015,6 | | 3744,8 |
Определяем количество добытой рудной массы за весь период эксплуатации месторождения по формуле:
Д=В*Кн/Кк
Кн=0,76*R0.09=0.76*50.09=0.93
Кк=0,73*R0.005=0.73*50.005=0.9
Д=3,3*0,93/0,9=3,2 млн. т.
По результатам расчетов определяем:
-удельные капитальные затраты:
Куд=К/Aг (3.6)
Куд=3744,8/0,1=37,4 тыс. руб./т в год
-удельный объем горно-капитальных работ:
Vуд=VКк/(БКн) (3.7)
Vуд=340015,6*0.85/(3333960*0.87)=0,04м /т
-потонная амортизация горно-капитальных работ:
а1=К/AгТ (3.8)
а1=3744,8/(0,1*26)=0,78 тыс. руб./т
4. Выбор системы разработки
Задача системы разработки – определить в пространстве и времени порядок ведения подготовительных и очистных работ.
На большинстве рудных месторождений по геологическим и горнотехническим факторам можно применять различные классы систем разработки.
Выбор системы разработки проводят методом исключений, т.е. рассматривают возможность применения на данном месторождении или его части всех существующих методов разработки и исключают те из них, условия применения которых не соответствует горно-геологическим факторам.
Все факторы условно делят на две группы: постоянные и переменные.
Постоянные факторы: устойчивость руды и вмещаемых пород, мощность и угол падения рудного тела.
Переменные факторы: ценность полезного ископаемого, склонность руды к слёживанию, окислению, самовозгоранию, возможность обрушения поверхности в результате разработки, минералогический состав вмещающих пород; наличие в теле порядных включений и забалансовых руд; характер контактов рудного тела с вмещающими породами, глубина разработки.
По классификации систем разработки рудных месторождений[ 1,табл. 4.1,] выбираем систему разработки методом исключения.
Наименование горногеологических факторов | Характеристики МПИ | Класс систем | |||||||||||||||||
I | II | III | IV | V | VI | VII | |||||||||||||
Устойчивость: Руды Пород | Ср.устойч. устойч. | + + | + + | + + | + + | + + | + + | + + | + + | + + | + + | - - | + + | ||||||
Мощность рудного тела, м. | 1,8 | - | – | – | + | - | - | - | + | + | + | - | – | ||||||
Угол падения рудного тела, град. | 10 | - | – | - | + | - | - | - | + | + | + | - | – | ||||||
Ценность руды | Малоценная | + | + | + | + | + | + | + | - | - | + | + | - | ||||||
Склонность руды: к возгоранию к слёживанию | Нет Нет | + + | + + | + + | + + | + + | + + | + + | + + | + + | + + | + - | + - | ||||||
Характер контакта руда-порода | Четкий | + | + | + | - | + | + | - | + | + | + | - | - | ||||||
Глубина разработки | 400 | + | + | + | + | + | + | + | + | + | + | - | – |