Файл: 1. Исходные данные для проектирования 4.docx

4.1 Выбор системы разработки
Таблица 4.1 Выбор системы разработки
После рассмотрения всех факторов получаем, что при заданных горно-геологических условиях применимы системы разработки 5-го класса – системы с обрушением вмещающих пород. Из нескольких групп систем разработки данного класса при заданных условиях возможно применение только камерно-столбовую систему с обрушением.



Рис. 4.1. Столбовая система разработки с обрушением.

1. Главные откаточные штреки;

2. Вентиляционные штреки;

3. Панельные штреки;

4. Вентиляционный ствол;

5. Основной ствол;
4.2 Расчет технологического комплекса отбойки руды (шпуровая отбойка)
Для бурения применяем ручные перфораторы ПП-50, ПП-54, ПП-63.

1. Определяем удельный расход ВВ:
кг/м³ (4.2.1)
где: q_э – эталонный удельный расход применяемого ВВ, кг/м³;

е – коэффициент работоспособности ВВ;

к₁ – коэффициент расположения зарядов;

к₂ – коэффициент, учитывающий плотность заряжания;

к₄ – поправочный коэффициент на длину шпура;

к₃ – коэффициент, учитывающий диаметр шпура;

к₃=(d/0.042)ⁿ=(0.042/0.042)^0..33=0.79 (4.2.2)

где: d – диаметр шпура, м;

n – эприрический коэффициент;
q=0,9*0,97*1*0,85*0,79*1=0,61
2. Линия наименьшего сопротивления:
, м; (4.2.3)
где: ∆ - плотность ВВ, кг/м³;

m – коэффициент, учитывающий направление отбойки;
м
3. Расстояние между шпурами в ряду:
a=W*m=0.8*1.6=1.28 м (4.2.4)
4. Число шпуров по ширине забоя:
n₁=в/а+1=1,/1,28+1=0,5 ≈1 (4.2.5)
где: в – ширина забоя, м;

1. 
   Число рядов по длине слоя:
   

n₂=L/W=50/1.6=31.2 (4.2.6)
где: L – длина забоя, м;

Принимаем 32 ряда.

Тогда W будет равна:

50/32=1,56 м

6. Число шпуров в слое:
N=n₁*n₂=1 *32=32 (4.2.7)
7. Длина шпура:
L_ш=h_в/ή=2,1/0,9=2,3 м (4.2.8)
8. Суммарная длинна шпуров:
L=L_ш*N=2.3*32=73 м (4.2.9)
9. Количество рудной массы отбиваемой в забое:
Д=L*b* L_ш* ή*γ*К_н/К_к=50*1,8*2,3*2,8*0,90,96/0,92=544,3 (4.2.10)
где: К_н – коэффициент извлечения из недр;

К_к – коэффициент изменения качества;

---

10. Общий расход ВВ на отбойку одного слоя:
Q=g*L*b* L_ш* ή=0.61*50*1.8*2.3*0.9=113.6 кг (4.2.11)

11. Фактический удельный расход ВВ:
q_ф=Q/Д=113,6/544,3=0,21 кг/м³ (4.2.12)
12. Выход руды с 1 м шпура:
Р=Д/∑L_ш=544,3/147,2=3,6 т/м (4.2.13)
13. Продолжительность обуривания забоя:
t_б=∑L/(n_б*П_б)=147,2/(2*24)=3 см. (4.2.14)
где: n_б – число перфораторов в работе, ед;

П_б – эксплуатационная производительность перфоратора, м/см;

14. Трудоемкость работ по бурению шпуров:
N_б=п_бур*t_б=2*3=6 чел.-см. (4.2.15)
где: п_бур – число рабочих на бурении шпуров;

15. Трудоемкость работ по бурению шпуров на 1000 т добытой рудной массы:
N_б.о.=( N_б/Д)*1000=(6/544,3)*1000=11,1 чел.-см. (4.2.16)
16. Продолжительность заряжания шпуров:
N_з=Q/П=113,/1800=0,22 см. (4.2.17)
где: П – эксплуатационная производительность на заряжании шпуров, кг/см.;

17. Трудоемкость работ по заряжанию шпуров:
N₃=n₃*t₃=2*0.22=0.44 чел.-см. (4.2.18)
где: n₃ – число рабочих, занятых на заряжании шпуров;

18. Трудоемкость работ по заряжанию шпуров на 1000 т добытой рудной массы:
N₃₀=(N₃/Д)*1000=(0,44/544,3)*1000=0,8 чел.–см. (4.2.19)
4.3 Расчет технологического комплекса доставки руды
Выбираем скреперную доставку, тип скрепера – ящичный.

1. Вместимость скрепера:
V_с=к*h²*b=1.6*0.45²*1.4=0.78 м³ (4.3.1)
где: к – коэффициент, учитывающий тип скрепера;

h,b – соответственно, высота и ширина скрепера, м;

2. Оптимальные соотношения между размерами:
ширина м (4.3.2)

длина м (4.3.3)

высота м (4.3.4)
3. Выбираем скрепер с вместимостью 1 м³

ширина 1,7 м; длина 1,25 м; высота 0,56м;

4. Действительная вместимость скрепера:

V=K_н* V_с=0,8*1=0,8 м³ (4.3.5)
5. Масса руды, перемещаемой скрепером:
Q_р=V*1000*γ/к_р=0,8*1000*2,8/1,4=1600 кг (4.3.6)
где: к_р – коэффициент разрыхления руды, доли ед.;

6. Тяговое усилие рабочего хода:
, кН; (4.3.7)
где: к_п – коэффициент, учитывающий потери энергии на трение;

Q_р – масса руды, перемещаемой скрепером, кг;

к₁ – коэффициент трения руды о почву;

Q

---

_c – масса скрепера, кг;

к₄ – коэффициент трения скрепера о почву;
F_р=1.5[1600*(0.8*cos5-sin5)+800(0.8*cos5-sin5)]/100=38
7. Тяговое усилие холостого хода:
F_х=[Q_c(k₄ cosβ+sinβ)]k_п/100=[800*(0,8 cos5+sin5)]*1,5/100=20 кН ; (4.3.8)
8. Тяговое усилие при наполнении скрепера:
F_н= F_х*к_в=38*1,6=60,8 кН; (4.3.9)
где: к_в – коэффициент, учитывающий дополнительные сопротивления;

На основании выполненных расчетов для наибольшего тягового усилия (F_н=60,8 кН), по данным таблицы выбираем скреперную лебедку 75ЛС-2С и проводим расчет.

9.Удельные затраты на ликвидацию зависаний:
t_зав=t¹ _зав/Q_в=15/150=0,1 мин/т (4.3.10)
где: t¹ _зав – средняя продолжительность ликвидации одного зависания;

Q_в – среднее количество руды, выпускаемой из отверстия между двумя зависаниями, т;

10. Удельные затраты времени на дробление негабаритов:
t_вд=Т_вд*п/100*р*m=10*4/100*0.8*4=0.125 мин/т; (4.3.11)
где: Т_вд – средняя продолжительность перерыва при одном взрывании, мин;

п – выход негабаритов, %;

р – средняя масса негабарита, т;

m – количество одновременно взрываемых кусков;

11. Скорость грузового хода скрепера:
V_гр=0,004*N+1,02=0,004*1,32+1,2=1,03 м/с; (4.3.12)
12. Скорость холостого хода скрепера:
V_х=1,38* V_гр=1,38*1,02=1,41 м/с; (4.3.13)
13. Грузоподъемность скрепера:
q=V*γ/K_р=0,8*2,8/1,4=1,6 т; (4.3.14)

14. Удельные затраты времени на доставку:
t_д=[(L/V_х)+(L/ V_гр)+t₃]*[1/(80*q)]=[(50/1.41)+(50/1.03)+20]*[1/(80*1.6)]=0.89м;.
где: L – средняя длина доставки, м;

t₃ – время на загрузку и разгрузку скрепера, с;

15. Эксплуатационная производительность:
Р=(Т_см – Т_пр)/(t_зав+t_вд+t_д)=(360-60)/(0,1+0,125+0,89)=267,8 т/ см ; (4.3.15)
16. Ширина полосы движения скрепера:
а=2d_k+b=2*0.5+1.7=2.7 м; (4.3.16)
где: d_k – максимальный размер кондиционного куска отбитой массы, м;

b – ширина принимаемого скрепера, м;

17. Высота скреперной выработки:
h=1.8+(0.8-0.33a)tgα=1.8+(0.8-0.33*2.7)*tg50=1.9 м; (4.3.17)
месторождение горный рудник

Таблица 4.2 Баланс блоков

Наименование	Кол-во	Сечение, м2	Длина,м		Объем, м3		Кн		Кк		Балансовые запасы,т		Извлекаемые запасы, т		Добыто руды, т
			по руде	по породе	по руде	по породе
1	2	3	4	5	6	7		9		10		11		12		13
Горно-подготовительные
1.Откаточный полевой штрек	4	8	100	110	3200	3520		1		1		8960		8960		8960
1. Откаточный уклон	1	7,2	180	-	1296	-		1		1		3628,8		3628,8		3628,8
2. Штрек транспортный	1	7,2	400	-	1800	-		1		1		5040		5040		5040
3. Штрек вентиляционный	1	7,2	400	-	1800			1		1		5040		5040		5040
Нарезные работы
1. Разрезной штрек	2	1,6	400	-	800	-		1		1		2240		2240		2240
Очистные работы
1Целики	4	-			425
2. Очистная выемка	1				8100			0,9		0,86		226800		204120			195048
Итого по блоку					16021							242748

---

Заключение
В данном курсовом проекте мы произвели следующие расчеты и выборы.

Подсчитав балансовый запас, мы получили следующие данные: глубина распространения рудной залежи 400 м, условный балансовый запас 3333,96 тыс. т. Определили годовую производительность 1000 тыс. т. с оптимальным сроком службы рудника 34 года.

При выборе схемы вскрытия выполнили необходимые чертежи и приняли схему вскрытия наклонным стволом в лежачем боку. Произвели расчет объема и стоимости горно-капитальных работ. Получили общий объем 340015,6 м³ и стоимость в размере 3744,8млн. рублей.

Также произвели выбор системы разработки методом исключения и приняли камерно-столбовую систему с отбойкой вертикальных слоёв шпурами.
Список литературы

1. 
   Вохмин С.А. Сборник примеров и задач по подземным горным работам: Учебное пособие / КГАЦМиЗ. – красноярск,1995.
   
2. 
   Попов Г.Н., Технология и комплексная механизация разработки рудных месторождений. М., Недра, 1970.
   
3. 
   Справочник по разработке соляных месторождений / Р.С. Пермяков, О.В. Ковалев, В.Л. Пинский и др. М.: Недра, 986. 212 с.
   
4. 
   Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. М.: НПО ОБТ, 1996.
   
5. 
   Шестаков В.А. Проектирование горных предприятий: Учебник. М.: МГГУ, 1995. 508 с.
   
6. 
   Именитов В.Р. Системы разработки рудных месторождений. М.: МГГУ, 2000.
   

.ru

---