Расчет балансовых запасов месторождения

Министерство образования и науки РФ ГУЦМиЗ Кафедра: ПГР Группа: ГО-01−1у КУРСОВОЙ ПРОЕКТ Проверил: Малиновский Е.Г.

Выполнил: Дементьев А.С.

Красноярск 2004

Введение

Исходные данные

1. Производственная мощность предприятия

2. Обоснование высоты этажа

3. Вскрытие месторождения

4. Система разработки месторождения

5. Расчет технологического комплекса отбойки руды

6. Расчет технологического комплекса доставки руды

7. Технические показатели по проекту Заключение Литература

Горно-рудная промышленность является самостоятельной отраслью горной промышленности, имеет свои особенности и сложности. Особенностью ее является жесткая связь с горно-геологическими условиями залегания месторождения, разведкой залежи и технологией переработки добычной руды.

Задачи по развитию сырьевой базы горно-рудной промышленности и повышению негативных показателей ее работ, дальнейшего увеличения добычи руд открытым способом, внедрение новых способов и технологических схем. Применение малопроизводительного оборудования на карьерах и подземных рудниках, добычи руды подземным способом и применение самоходного оборудования, снижение экономического ущерба от потерь и разубоживания руды, более полного извлечения всех полезных компонентов в добываемых рудах, более современного планирования и организации производства.

Целью курсовой работы является закрепление знаний полученных при изучении теоретического курса и приобретение навыков самостоятельного решения вопросов подземной разработки месторождений полезных ископаемых.

В задачу курсовой работы входит определение балансовых запасов месторождения полезного ископаемого, определение производственной мощности и срока существования рудника, выбор варианта вскрытия и подготовки, системы разработки месторождения, расчет технологического комплекса отбойки и доставки руды.

Исходные данные

Мощность рудного тела, м — 80

Угол падения рудного тела, град — 70

Устойчивость руды — нет Породынет Ценность руды — ценная Склонность к слеживанию — нет к возгоранию — есть Необходимость сохранения поверхности — нет Характер контакта руды — четкий Порода — не четкий Наличие полезных компонентов в породе — нет Объёмная масса руды, т/м3 — 4,0

Длина залежи по простиранию, м — 500

Глубина распространения рудной залежи, м — 540

1. Производственная мощность горного предприятия

Подсчет балансовых запасов МПИ

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 падения залежи.

При угле падения рудного тела более 300:

B = m L HП / sin =80 500 540 4 / sin70 =92 930 225 т. (1.1)

где m — нормальная мощность рудного тела, м;

Lпр — длина рудного тела по простиранию, м;

HП — глубина распространения рудного тела, м;

— угол падения рудного тела, град;

— объемная плотность руды, т/м3;

Производственная мощность и срок 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 падения рудного пласта более 300:

(1.2)

где U — среднее годовое понижение очистной выемки по всей рудной площади, м/год;

К1,К2,К3,К4 — поправочные коэффициенты учитывающие, соответственно, угол падения, мощность рудного тела, принимаемую систему разработки и число этажей, находящихся в одновременной отработке;

П и P — планируемые величины потерь и разубоживания руды, доли единиц;

S — горизонтальная площадь рудного тела, м2;

(1.3)

Срок существования рудника:

(1.4)

Округляем до целого Т=20 лет.

2. Обоснование высоты этажа

Этаж — 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: система 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.

Определение высоты этажа для наклонных и крутопадающих месторождений расчетами бывает очень сложно из-за большого количества влияющих факторов, поэтому чаще всего высоту этажа устанавливают исходя из практических данных, а в частности из системы разработки. Для выбранной системы разработки высота этажа будет равна 50 м.

3. Вскрытие месторождения

Выбор схемы вскрытия сводится к определению типа, числа, места заложения, формы и площади поперечного сечения вскрывающих выработок в зависимости от горно-геологических условий месторождения.

При назначении схемы 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 от сдвижения 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 вскрывающие выработки располагают на расстоянии 30 — 60 метров, а иногда до 120 метров от границы зоны сдвижения на поверхности. Обычно принимают углы сдвижения в скальных породах 60 — 700, а в наносах 40 — 500.

Для вскрытия месторождения принимаем схему вскрытия вертикальным стволом, расположенном по центру залежи в лежачем боку с проходкой групповых квершлагов. При заданных условиях залегания вскрытие вертикальным стволом в висячем боку не целесообразно из-за резкого увеличения длины квершлагов, а вскрытие наклонными стволами в лежачем боку обеспечивает снижение длины квершлагов, но это не компенсирует всех сложностей, связанных с проходкой и эксплуатацией наклонных стволов.

Размеры поперечного сечения выработки должны быть достаточными для нормальной работы транспорта, безопасного и удобного передвижения людей, доставки материалов и оборудования, а так же должны обеспечивать прохождение необходимого количества воздуха.

Схема вскрытия

Определим и уточним поперечные сечения:

(3.1.)

Аг — годовая производственная мощность рудника, млн. тонн.

Принимаем круглое сечение ствола площадью 40 м², а вспомогательных вентиляционных стволов 20 м². в общих случаях крепь деревянная. Тогда сечение в проходке составит:

— главного ствола

(3.2.)

— вспомогательного ствола

(3.3.)

Сечения горизонтальных выработок:

— главных квершлагов

(3.4.)

месторождение руда вскрытие отбойка

— вспомогательных квершлагов

(3.5.)

Сечения горизонтальных выработок принимаем 30 м² и 6 м². Квершлаги, могут проходятся без крепления, на ослабленных участках возможно штанговое крепление кровли и бортов выработки. Для основных горизонтов предусматриваем тупиковый околоствольный двор, его объем определим по формуле:

(3.6.)

Объем околоствольных дворов у вспомогательных стволов и на промежуточных горизонтах у главного ствола составит:

(3.7)

Учитывая, что руды крепкие и предполагается ее скиповой подъем, принимаем в околоствольном дворе установку дробильного комплекса.

Объем выработок в камере составит:

(3.8.)

Количество добытой рудной массы за весь период эксплуатации месторождения:

(3.9)

Таблица 3.1.

Объем горно-подготовительных работ

4. Система разработки месторождения

Система разработки — определенный в пространстве и времени порядок ведения подготовительных и очистных работ. [1]

На большинстве рудных месторождений по геологическим и горно-техническим факторам можно применять различные системы разработки. Исходя из размеров рудного тела и принятой схемы вскрытия принимаем систему разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском руды.

Определим объем руды в блоке:

(4.1)

где — длина блока в метрах;

— высота блока в метрах;

— мощность рудного тела в метрах;

(4.2)

где — высота этажа, м;

— угол падения залежи, град;

Переведем объем руды в блоке из м3 в тонны:

. (4.3)

где — объем руды в блоке, м3;

— плотность руды, т/м3;

Удельный объем горно-подготовительных работ:

(4.4)

где — сумма объема ГПР, м3;

— балансовые запасы блока, т;

Удельный объем нарезных работ:

(4.5)

где — сумма объема нарезных работ, м3;

Коэффициент извлечения из недр:

(4.6)

где — потери, т;

— балансовые запасы блока, млн.т.

Коэффициент качества:

(4.7)

где В — объем по пароде, м3;

Д — объем по руде и породе, м3.

Таблица 4.2

Баланс блока

5. Расчет технологического комплекса отбойки руды

Определяем линию наименьшего сопротивления:

(5.1)

где — коэффициент, учитывающий неоднородность физических свойств горных пород;

— диаметр скважины, м;

S — относительная плотность заряжания скважины;

— переводной коэффициент;

C0 — показатель взрываемости горных пород;

(5.2)

где f — коэффициент крепости горных пород Наибольшее расстояние между зарядами ВВ:

м (5.3)

Наименьшее расстояние между зарядами ВВ:

м (5.4)

Масса заряда ВВ, приходящегося на 1 метр скважины:

кг/м. (5.5)

где d — диаметр скважины, дм.

Вычерчиваем веер скважин, определяем число и общую их длину по рисунку 5.2.

Система разработки

Длины скважин в слое и величины зарядов ВВ в них определяем графическим путем. Результаты расчетов сводим в таблицу 5.3.

Таблица 5.3.

Длины скважины и масса зарядов

Определим количество рудной массы, отбиваемой в слое:

т. (5.6)

где — ширина слоя, м;

— высота слоя, м;

— поперечное сечение буровой выработки, м2;

— крепость пород в массиве, т/м3;

— коэффициент извлечения из недр;

— коэффициент изменения качества;

Фактический удельный расход ВВ на одну тонну добытой рудной массы:

(5.7)

где Q — количество ВВ на комплект скважин, кг.

Длина скважины на 1000 тонн отбитой рудной массы:

(5.8)

где — суммарная длина скважины на слой, м.

Выход руды с одного метра скважины:

. (5.9)

Продолжительность бурения скважины в слое:

(5.10)

где nб — число буровых станков в работе;

Пб — эксплуатационная производительность бурового станка, м/см.

Трудоемкость работ по бурению скважины в слое:

(5.11)

где nбур — число рабочих по бурению скважин.

Трудоемкость работ по бурению скважин на 1000 тонн добытой рудной массы:

(5.12)

Продолжительность заряжания скважины:

(5.13)

где nзчисло зарядных устройств;

Пз — эксплуатационная производительность заряжания скважины, кг/см.

Трудоемкость работ по заряжанию скважин в слое:

(5.14)

где nз. о — число рабочих на заряжании скважин.

Трудоемкость работ по заряжанию скважин на 1000 тонн добытой рудной массы:

(5.16)

6. Расчет технологического комплекса доставки руды

Определяем вместимости ковша машины:

(6.1)

где Q — расчетная масса груза в ковше, т;

— плотность руды, т/м3;

Кз — коэффициент наполнения ковша при загрузке;

Кр — коэффициент разрыхления.

Площадь лобового сопротивления:

(6.2)

где, а — ширина машины, м;

в — высота машины, м.

Фронтальное сопротивление оси ветровой нагрузки:

(6.3)

где — коэффициент обтекаемости машины, Н*с2/м4;

— относительная скорость воздушного потока, м/с.

Сопротивление движению машины:

— груженой

(6.4)

где q — ускорение свободного падения, м/с2;

C1 — масса порожней машины, т;

Cq — основное сопротивление движению, Н/кН;

Cqп — дополнительное сопротивление движению на повороте, Н/кН;

— подъем (+) или уклон (-) трассы.

— порожней

(6.5)

Средняя скорость движения машины:

— порожней

(6.6)

гдемощность двигателя, кВт;

— коэффициент использования мощности двигателя машины;

 — коэффициенты потерь мощности, соответственно, в трансмиссии, во вспомогательном оборудовании и в нейтрализаторе выхлопных газов.

— груженой

(6.7)

Время движения груженой машины:

(6.8)

где — расстояние доставки, м;

— скорость движения груженой машины, м/с.

Время движения порожней машины:

(6.9)

где — скорость движения порожней машины, м/с.

Общее время движения машины:

(6.10)

Время наполнения ковша:

(6.11)

где в — ширина ковша машины, мм;

— средний диаметр кусков отбитой горной массы, мм.

Количество руды, выпущенное между зависаниями:

(6.12)

Число зависаний, приходящихся на один цикл ПРМ:

(6.13)

где q — грузоподъемность машины, т.

Удельные затраты времени на ликвидацию зависаний руды в выработках выпуска:

(6.14)

где — время на ликвидацию одного зависания, мин.

Продолжительность цикла:

(6.15)

Где =0,5 — время разгрузки ковша машины с учетом маневров у рудоспусков.

Эксплуатационная производительность:

(6.17)

где — продолжительность смены, час;

— коэффициент использования машины во времени;

— коэффициент снижения производительности из-за выборки и транспортирования в неработающий забой негабаритных кусков;

— коэффициент снижения производительности в периоды освоения из-за не налаженного ремонта, снабжения запасными частями, несовершенства организации работ, недостаточной квалификации рабочих и т. п.

Число погрузочно-доставочных машин в комплексе:

(6.18)

где Lф — протяженность фронта очистных работ, м;

Нф — высота фронта очистной выемки, м;

— скорость подвигания фронта очистной выемки, м/сутки;

Nсм — число рабочих смен в сутки.

Для отгрузки руды принимаем комплекс, состоящий из семи погрузочно-доставочных машин ПД-12.

7. Технические показатели по проекту

Таблица 7.4.

Технико-экономические показатели

Заключение

В данном курсовом проекте был произведен расчет балансовых запасов которые составили 93 млн. т, определена годовая производительность 4,75 тыс. т, срок службы предприятия 20 лет. Выбрали схему вскрытия вертикальным стволом и групповыми квершлагами в лежачем боку, установили высоту этажа равную 50 метрам. Произвели расчет объема горно-капитальных работ. Выбрали систему разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском руды. Определили объем руды в блоке равную 8,64 млн. т. Произвели расчет технологического комплекса отбойки и доставки руды. Приняли для отгрузки руды, комплекс оборудования в составе семи погрузочно-доставочных машин ПД — 12.

1. Вохмин С. А. Сборник примеров и задач при подземных горных работах: учебное пособие. КГАЦМиЗ.: — Красноярск, 1995 г.

2. «Справочник по горному делу» / Под редакцией В. А. Гребенюкова, Я. С. Пижнякова, И. Е. Ерофеева. М.: Недра, 1983 г.

3. «Рациональные схемы и параметры вскрытия рудных месторождений». Воронюк А. С — М.: Недра, 1993 г.

4. Малахов В. М «Подземная разработка рудных месторождений».

5. Именитов В. Р. «Процессы подземных горных работ, при разработке рудных месторожденй» М.: Недра 1987 г.