Технологии подземной разработки рудных месторождений

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 = LMH_k ;

     где  H_k  - 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 ,

    V_k = 64124000 + 88797940 + 30660840 = 183582780 м³. 

    Длина  карьера  по  верху  ( L_k , м )

    L_k = L + 2H_kср , 

    L_k  = 680 + 460 × 1,54 = 1388,4 м.

    Ширина  карьера  по верху ( В_к, м)

    В_к = М + 2H_kср ,

    В_к = 410 + 460× 1,54 = 1118,4 м.

    Объем  полезного  ископаемого  в контурах  карьера ( V_п.и.,м³),

    V_п.и. = S ( H_k - h_н),

    где  h_н – мощность  наносов, м.

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

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

    Q_п.и. = V_{п.и. п.и.} ŋ_и,

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

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

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

    Объем  породы  в  контурах  карьера  ( V_п, м³)

    V_п = V_k - V_п.и.

    V_п  = 183582780 – 55760000 = 127822780 м³.

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

      к_ср =  _,

      к_ср =   = 0,75 м³/т. 

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

    П_в = П_п.и. к_ср к_н,

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

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

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

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

    П_г.м = П_{п.и + Пв.}

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

    Суточная  производительность  карьера  по  полезному  ископаемому 

     = ,

    где  Т_г – число  рабочих  дней  карьера  в  год ( Т_г = 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 (Т_сл , лет)

    Т_сл = Т_ос + Т_э + Т_з ,

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

    Т_э  - расчётный срок  эксплуатации  карьера,  лет.

    Т_э  =

    Т_э = = 33,2 лет

    Т_сл  = 1,5 + 33,2 = 34,7 лет.

      
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

2. Расчёт  заряда  одиночной  скважины.

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

d_c = d_д k_разб ,

где  d_д - диаметр долота , мм ;

      k_разб – коэффициент разбуривания ,  принимаемый в зависимости от  крепости  пород

d_c = 320 × 1,02 = 326,4 мм ;

Определяется  длина  перебура ( Ɩ_пер, м)

Ɩ_пер = 11dc,

где  d_c – диаметр скважины, м

Ɩ_пер = 11 × 326,4 = 3,6 м

Определяется  длина  скважины ( Ɩ_c, м)

Ɩ_c = Н_у + Ɩ_пер ,

где  Н_у – высота  уступа , м

Ɩ_c = 15 + 3,6 = 18,6 м ;

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

Определяем  длину  забойки  ( Ɩ_заб, м)

Ɩ_заб = 0,27Ɩ_c,

где  Ɩ_c – длина  скважины ;

Ɩ_заб = 0,27 × 18,6 = 5,02 м ;

Определяется  длина  заряда  ВВ  в  скважине  ( Ɩ_зар, м )

Ɩ_зар = Ɩ_с – Ɩ_заб ,

Ɩ_зар = 18,6 – 5,02 = 13,6 м ;

Определяется  удельная  вместимость  скважины  ( Р, кг/м )

P = 7,85 Δ ,

где  d_с – 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 ( q_п , кг/м³ )

q_п = qʹ × k_вв ,

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

q_п = 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 ≥ W_min ,  W_min = Н_у ctgα + 2 ,