Технологии подземной разработки рудных месторождений

Автор работы: Пользователь скрыл имя, 09 Сентября 2011 в 14:44, курсовая работа

Описание

За последние десятилетия в технологии подземной разработки рудных месторождений произошли коренные изменения: резко возросла степень механизация основных и вспомогательных производственных процессов, получило широкое распространение использование искусственных твердеющих смесей для заполнения выработанного пространства, разработаны новые технологии и материалы поддержания горных выработок.

Содержание

Введение ………………………………………………………………………..

1.Определение объема, размеров, производительности и срока службы карьера, запасов полезного ископаемого и коэффициента вскрыши………………………………………………………………………….

2.Расчет заряда одиночной скважины……………………………………….

3.Расчет производительности бурового станка…….......................................

4.Расчет производительности карьерных экскаваторов…………………….

5.Определение производительности карьерных автосамосвалов…………..

6. Конструкция рабочего и нерабочего бортов карьера…………………..

7. Расчет бульдозерного отвалообразования при автомобильном транспорте……………………………………………………………………….

Показатели проекта……………………………………………………………

Список используемой литературы ……………………………………………

Работа состоит из  1 файл

курсовой.docx

— 67.17 Кб (Скачать документ)

Министерство  образования  науки  РФ

Федеральное  агентство  по  образованию  ГОУ  ВПО

Уральский  Государственный  Горный  Университет 
 

Кафедра  разработки  месторождений  открытым  способом 
 
 
 

КУРСОВАЯ  РАБОТА 

По  дисциплине:

«Основы  горного  дела» 
 
 
 
 
 

Преподаватель:  Мартынов  Н.В.

Выполнил: Чикаров  Д.А

Группа:  ОГР – 01 
 
 
 

Екатеринбург  2010

СОДЕРЖАНИЕ

Введение ………………………………………………………………………..

1.Определение   объема,  размеров, производительности  и  срока  службы  карьера,  запасов  полезного ископаемого  и  коэффициента  вскрыши………………………………………………………………………….

2.Расчет  заряда  одиночной  скважины……………………………………….

3.Расчет  производительности  бурового  станка…….......................................

4.Расчет  производительности  карьерных  экскаваторов…………………….

5.Определение   производительности  карьерных   автосамосвалов…………..

6. Конструкция   рабочего  и  нерабочего  бортов  карьера…………………..

7. Расчет  бульдозерного   отвалообразования  при  автомобильном   транспорте……………………………………………………………………….

 Показатели  проекта……………………………………………………………

Список  используемой  литературы ……………………………………………  
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

    Введение.

    Открытый  способ разработки  полезных ископаемых   является  наиболее  перспективным  в технологическом,  экономическом  и социальном  отношениях.

    Этот  способ   является   наиболее  распространенным способом добычи металлургического  сырья, посредством которого из недр извлекается более 2/3 всех полезных ископаемых. Это относительно дешевый  способ разработки, позволяющий применять  мощное и высокопроизводительное оборудование. Однако при проведении открытых работ  на многие десятилетия из хозяйственного оборота изымаются огромные площади  сельскохозяйственных и лесных угодий. Для доступа к месторождению  с поверхности приходится вынимать, перемещать и складировать в отвалы пустые породы, объем которых в  несколько раз превышает объем  добываемого полезного ископаемого.

    За  последние десятилетия в технологии подземной разработки рудных месторождений  произошли коренные изменения: резко  возросла степень механизация основных и вспомогательных производственных процессов, получило широкое распространение  использование искусственных твердеющих смесей для заполнения выработанного  пространства, разработаны новые  технологии и материалы поддержания  горных выработок.  Всё это в совокупности с применением низкозатратных высокопроизводительных систем разработки, таких как системы, с самообрушением, позволяет повысить извлечение руды из недр и обеспечить безопасность горных работ, особенно на больших глубинах. Вследствие этого уже сейчас на многих подземных рудниках достигнута многомиллионная годовая производительность при высоких показателях извлечения. 
 
 

  1. Определение объема, размеров, производительности и срока службы карьера, запасов полезного ископаемого и коэффициента вскрыши.
 

      При  равнинном  рельефе  поверхности  и  наклонном  или  крутом  падении  залежи  объем,  карьера  может  быть  определён  как  сумма  отдельных  геометрических  фигур

    Vk = V1 + V2+ V3,

     где  Vk - объём карьера, ;

             V1 – объём призмы  с основанием  S = LM, м3 ;

            S – площадь  дна  карьера,  м2;

            L – длина  залежи  по  простиранию,  м ;

            М – горизонтальная  мощность  залежи , м.

     S = 680×410 = 278800 м2.

     V1 = LMHk ;

     где  H- глубина карьера,  м;

     V1 = 680×410×230 = 64124000 м3;

     V2 - суммарный объём призм треугольного  сечения ,  прилегающих с четырёх сторон  к объёму  с основанием  V1 , м3 ;

     V2 = P ср,

     где  P – периметр  залежи,  P = 2(L + M) м;

     P = 2( 680+410) = 2180 м ;

     V3 – суммарный объем отдельных частей   расчлененного конуса,  располагающихся в угловых участках  карьера, м3,

     V3 = cp ,

            где  cp -  усредненный угол откоса нерабочих бортов карьера, град.

        V2 = × 2180 × 2302 × 1,54= 88797940 м3. 

      V3  = × 2303 × 1,542 = 30660840 м3. 

    Суммарный  объём  карьера,  таким  образом,  определяется  по  формуле:

            Vk = S+ P ср+ cp ,

    Vk = 64124000 + 88797940 + 30660840 = 183582780 м3. 

    Длина  карьера  по  верху  ( Lk , м )

    Lk = L + 2Hkср , 

    L = 680 + 460 × 1,54 = 1388,4 м.

    Ширина  карьера  по верху ( Вк, м)

    Вк = М + 2Hkср ,

    Вк = 410 + 460× 1,54 = 1118,4 м.

    Объем  полезного  ископаемого  в контурах  карьера ( Vп.и.3),

    Vп.и. = S ( Hk - hн),

    где  hн – мощность  наносов, м.

    Vп.и. = 278800 ( 230 – 30) = 55760000 м3.

    Промышленные  запасы  полезного  ископаемого  в  контурах  карьера (Qп.и.,т)

    Qп.и. = Vп.и. п.и. ŋи,

    где  п.и – объемная масса  полезного ископаемого,  т/м3;

           ŋи - коэффициент извлечения, учитывающий   потери  полезного ископаемого при разработке.

    Qп.и. = 55760000 × 3,2 × 0,95 = 169510400 т/м3.

    Объем  породы  в  контурах  карьера  ( Vп, м3)

    Vп = Vk - Vп.и.

    Vп  = 183582780 – 55760000 = 127822780 м3.

    Величина  среднего  коэффициента  вскрыши ( объем вынимаемой  пустой  породы,  приходящийся  на  единицу добываемого полезного ископаемого) кср, м3

      кср ,

      кср =   = 0,75 м3/т. 

    Производительность  карьера   по  вскрыше ( Пв, м3/т) приблизительно  устанавливается по  среднему  коэффициенту  вскрыши

    Пв = Пп.и. кср кн,

    где  Пп.и. – производительность карьера по  полезному ископаемому, т/год;

           кн – коэффициент неравномерности распределения вскрыши по  годам (кн = 1,1÷1,3 ).

    Пв = 5,1 × 0,75 × 1,2 = 4600000 м3/т.

    Производительность  карьера  по  горной  массе ( Пг.м, м3/год)

    Пг.м = Пп.и + Пв.

    Пг.м = 5,1 × + 4,59 = 6180000 м3/год.

    Суточная  производительность  карьера  по  полезному  ископаемому 

     = ,

    где  Тг – число  рабочих  дней  карьера  в  год ( Тг = 350 дней).

     = = 0,0146 = 14600 т/сут.

    Суточная  производительность карьера  по  вскрыше ( , м3/сут)

     = .

     = = 0,0131 = 13100 м3/сут.

    Сменная  производительность  карьера  по  добыче  и  вскрыше ( , т/смену; , м3/смену)

     = ,    =

    где  - число смен  работы  карьера в сутках.

     = = 7300 т/смену,

     = = 6550 м3/смену.

    Срок  службы  карьера (Тсл , лет)

    Тсл = Тос + Тэ + Тз ,

    где  Тос + Тз – время на  основание и затухание мощности  карьера по  добыче ( принимается 1,5 года);

    Тэ  - расчётный срок  эксплуатации  карьера,  лет.

    Тэ  =

    Тэ = = 33,2 лет

    Тсл  = 1,5 + 33,2 = 34,7 лет.

      
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

  1. Расчёт  заряда  одиночной  скважины.

По  заданному  диаметру  шарошечного  долота  определяется  диаметр  взрывных  скважин ( dc , мм )

dc = dд kразб ,

где  dд - диаметр долота , мм ;

      kразб – коэффициент разбуривания ,  принимаемый в зависимости от  крепости  пород

dc = 320 × 1,02 = 326,4 мм ;

Определяется  длина  перебура ( Ɩпер, м)

Ɩпер = 11dc,

где  dc – диаметр скважины, м

Ɩпер = 11 × 326,4 = 3,6 м

Определяется  длина  скважины ( Ɩc, м)

Ɩc = Ну + Ɩпер ,

где  Ну – высота  уступа , м

Ɩc = 15 + 3,6 = 18,6 м ;

Задаем  тип  ВВ  и  конструкцию  скважин  (зарядов) – сплошной  вертикальный  заряд.

Определяем  длину  забойки  ( Ɩзаб, м)

Ɩзаб = 0,27Ɩc,

где  Ɩc – длина  скважины ;

Ɩзаб = 0,27 × 18,6 = 5,02 м ;

Определяется  длина  заряда  ВВ  в  скважине  ( Ɩзар, м )

Ɩзар = Ɩс – Ɩзаб ,

Ɩзар = 18,6 – 5,02 = 13,6 м ;

Определяется  удельная  вместимость  скважины  ( Р, кг/м )

P = 7,85 Δ ,

где  dс – диаметр  скважины , дм ;

       Δ – плотность  заряда  в  скважине , кг/ ,

принимаем  1,0 кг/дм3

Р = 7,85 × 3,262 × 1,0 = 83,4 кг/м ;

Устанавливаем  удельный  расход  эталонного  ВВ qʹ, равный  1,2

Вычисляем  удельный  расход  принятого  ВВ ( qп , кг/м3 )

qп = qʹ × kвв ,

где  kвв – коэффициент, учитывающий тип ВВ – Граммонит 50/50 ,  принимаем равный  1,01

qп = 1,2 × 1,01 = 1,121 кг/м3

Определяется  величина  преодолеваемой  линии  сопротивления  по  подошве 

W = 0,9 .

W = 0,9 = 7,8 м.

Выполняется  проверка  величины  линии сопротивления по подошве по условию:

W ≥ Wmin ,  Wmin = Ну ctgα + 2 ,

Информация о работе Технологии подземной разработки рудных месторождений