Главная страница
Навигация по странице:

  • 2.1 Запасы карьерного поля

  • 2.2. Годовая производительность и срок существования горного предприятия

  • 2.3. Определение граничной глубины открытых горных работ

  • 2.4 Продолжительность отработки залежи открытым способом

  • 2.5 Обоснование способов вскрытия

  • 3. Подземные горные работы и открыто-подземный ярус

  • 3.2 Обоснование параметров переходной зоны и установление высоты рудной залежи, отрабатываемой подземным способом

  • 3.3 Производительность и срок существования рудника

  • Комбинир.технология ( КП) - 2022_2 (2). Методическая разработка по выполнению курсового проекта по дисциплине Технология подземной и комбинированной разработки рудных месторождений


    Скачать 1.07 Mb.
    НазваниеМетодическая разработка по выполнению курсового проекта по дисциплине Технология подземной и комбинированной разработки рудных месторождений
    Дата04.05.2023
    Размер1.07 Mb.
    Формат файлаdoc
    Имя файлаКомбинир.технология ( КП) - 2022_2 (2).doc
    ТипМетодическая разработка
    #1109268
    страница2 из 6
    1   2   3   4   5   6

    По исходным данным вычерчивается поперечный разрез рудной залежи и продольная проекция на вертикальную плоскость.


    2. Открытые горные работы
    2.1 Запасы карьерного поля
    Запасы карьерного поля определяются по имеющимся исходным данным: длина по простиранию (Lпр), длина по падению (Lпад), мощность (mг) и объемный вес руды(γ).

    Балансовые запасы определяются, тонн:

    Qy = Lпр Lпад mг γ,
    2.2. Годовая производительность и срок существования горного предприятия
    Определение предварительного значения производительности карьера по руде осуществляется по критерию годового понижения горных работ.

    Годовая производительность карьера по руде Ар тыс. м3 рассчитывается исходя из принятого значения скорости углубки карьера, средней горизонтальной площади рудного тела Sp и ранее выбранных значений коэффициентов потерь и разубоживания

    (3)

    Значение, выраженное в тыс. м3 переводят в тыс. т и округляют до сотен тыс. т. Так как рудное тело правильной формы, то средняя горизонтальная площадь рудного тела Sp (тыс. м2) определяется по формуле



    где mг - горизонтальная мощность рудного тела, м; Lр – длина по простиранию рудного тела, м.

    Таблица 4 – Значения скоростей углубки карьера

    Угол направления углубки, град

    Вместимость ковша экскаватора, м3

    5

    10

    15

    30-45

    11

    15

    17

    45-60

    13

    18

    20

    Более 60

    15

    20

    25


    Принимается, что направление углубки следует выбирать вдоль лежачего контакта рудного тела с вмещающими породами, то βн = αр.т.

    Так же существует формула для определения производительности карьера исходя из принятого значения скорости углубки карьера, объема запасов, высоты уступа.

    (4)

    где Qy и Hy – запасы и высота уступа (средние).

    Потери принимаются равными 8%, разубоживание 5%.

    В итоге принимается наименьшее значение производительности, рассчитанное по вышеприведенным формулам.
    2.3. Определение граничной глубины открытых горных работ
    Границы открытых горных работ устанавливают по величине граничного (kгр) и контурного (kк) коэффициентов вскрыши. Граничный коэффициент вскрыши называют еще предельным, допустимым, экономически допустимым, экономически допустимым и т.д.

    Граничный коэффициент вскрыши - это максимально допустимый по условию экономичности открытых горных разработок коэффициент вскрыши. По величине он соответствует объему вскрышных пород на единицу полезного ископаемого, который допустимо перемещать из массива в отвалы по условию экономичности открытых горных работ.

    Для определения конечной глубины карьера необходимо задать несколько вероятных значений глубины, для каждой из которых оправляется значение контурного коэффициента вскрыши по формуле:

    где Н – принятая конечная глубина карьера, м (принимается 100, 200, 300, 400, 500 м); β – угол нерабочего борта карьера, град (принимается равным 37 град); L – длина карьера по низу, м (соответсвует длине залежи по простиранию).

    Величина граничного коэффициента вскрыши, м33 принимается следующим образом:  =7-8 и =8-10 - для железорудных месторождений, соответственно, мощностью до 25 и более 25 м; = 10-12 и = 12-15 -для руд цветных металлов, соответственно, выше указанной мощности.

    По результатам расчетов строится график (рис. 1) по которому определяется конечная глубина карьера.

    Все запасы, располагающиеся ниже дна карьера, подлежат выемке подземным способом, а контуры карьера должны быть учтены при выборе мест заложения вскрывающих подземных выработок и промплощадок шахт.



    Рисунок 1 – Зависимость контурного и граничного коэффициентов вскрыши от глубины карьера
    Общий объем горной массы, вынимаемой в контурах карьерного поля по следующей формуле:
    , м3,
    где Рд - периметр дна карьера, м; Sд - площадь дна карьера, м2; Нк - конечная глубина карьера, м; γср - усредненный угол бортов карьера, град.

    Найдем периметр дна карьера:
    Рд= 2 (mг+L), м.
    Площадь дна карьера:
    Sд = mг Н, м2.
    Объём полезного ископаемого, м3






    где - площадь залежи в её горизонтальном сечении, равная площади дна карьера м2;

    - высота залежи, м.

    Общий объем пород вскрыши, который необходимо извлечь для добычи всех запасов полезного ископаемого (руды) открытым способом составит:
    Vв = Vк - Qy, м3.
    Определяем средний коэффициент вскрыши м33:
    Кср= Vв / Qy
    2.4 Продолжительность отработки залежи открытым способом
    Срок существования карьера определяется по формуле:
    Тк=Qy/ Ар, лет
    Годовая производительность по вскрыше (Ав)

    Годовая производительность карьера по вскрыше Ав (тыс. м3) определяется по формуле

    (5)

    Годовая производительность карьера по горной массе (Аг.м)

    Годовая производительность карьера по горной массе Аг.м (тыс. м3) определяется по формуле:

    Аг.м = Ар + Ав(6)
    Определяем количество рабочих уступов в контурах карьера делением конечной глубины на высоту уступа.
    2.5 Обоснование способов вскрытия

    Вскрытие карьерного поля осуществляется проведением горных выработок, представляющих собой систему элементов, в которых располагаются транспортные коммуникации технологических грузопотоков.

    В курсовом проекте принимаем схему вскрытия внутренними общими траншеями с петлевой, спиральной или комбинированной формой трассы. Вид транспорта – автомобильный. Ширина транспортных съездов зависит от применяемой модели автосамосвалов. Для экскаваторов с вместимостью ковша 5 м3 применяют автосамосвалы грузоподъемностью 55-75 т, ширина транспортной бермы принимается 25-27 м; для экскаваторов с вместимостью ковша 10 м3 применяют автосамосвалы грузоподъемностью 75-110 т, ширина транспортной бермы принимается 27-32 м; для экскаваторов с вместимостью ковша 15 м3 применяют автосамосвалы грузоподъемностью 130-220 т, ширина транспортной бермы принимается 35-37 м. Угол откоса нерабочего уступа принимаем 65 град. Ширина предохранительной бермы 1/3 от высоты нерабочего уступа. Длина площадок примыкания 50 м. Радиус закругления трассы на петлевых площадках 35-50 м в зависимости от грузоподъемности самосвалов.

    Производим вычерчивание карьера с трассой. Пример карьера представлен на рис. 2.





    а)

    б)





    в

    Рисунок 2 – Варианты вскрытия месторождения: а – вариант вскрытия с петлевой формой трассы и 2-мя выходами трассы на поверхность: один – для транспортирования руды; второй – вскрышных пород; б – вариант вскрытия со спиральной формой трассы; в – вариант вскрытия с петлевой формой трассы
    3. Подземные горные работы и открыто-подземный ярус
    3.1 Определение глубины карьера до начала строительства подземного рудника

    Определение величины Нкт, при которой необходимо начать строительство подземного рудника производится по формуле:


    где Нк - конечная глубина карьера, м;

    ΔНк - приращение глубины карьера без разноса его бортов, м;

    ТС - продолжительность строительства подземного рудника (ТС= 5-8), лет;

    hо - скорость углубки карьера, м/год.

    Определение величины ΔНк с учётом возможных потерь и разубоживания при извлечении прибортовых целиков руды:

    где А - коэффициент, характеризующий предельно допустимую относительную величину объёма руды, оставляемой в бортовых целиках (принимаем А = 0,234),

    Вд - минимально допустимая ширина дна карьера (ВД = 20), м;

    βв, βл - углы откосов бортов карьера соответственно висячего и лежачего (принимается 37 град).
    3.2 Обоснование параметров переходной зоны и установление высоты рудной залежи, отрабатываемой подземным способом

    Совмещение открытых и подземных работ возможно в зоне углубки карьера, но оно носит частичный характер. В этом случае полная высота переходной зоны (открыто-подземного яруса) Ноп определяется по формуле:
    ,
    где Ко, Kоп, Кп, Кц - коэффициенты извлечения руды при производстве открытых, комбинированных (открыто-подземных) и подземных работ, а также работ, связанных с отработкой целиков;

    β'в, β'л - углы откосов бортов карьера в переходной зоне со стороны висячего и лежачего боков залежи, град. Принимаем на 5-10 градусов больше, чем на открытых горных работах.

    При данных условиях принимаем значения коэффициентов извлечения руды: Ко= 0,98; Kоп= 0,85; Кп= 0,88; Кц= 0,65.

    Величина z определяется следующим образом:

    ,
    3.3 Производительность и срок существования рудника
    Расчетная производительность рудника (А, т/год) определяется по горным возможностям и проверяется по нормативному сроку существования рудника:

    – для крутопадающих месторождений

    , т/год,

    где П, R – коэффициенты, соответственно, потерь и разубоживания руды при добыче, доли ед.;

    S - средняя площадь горизонтального сечения рудного тела, м2;

    V - годовое понижение горных работ, м;

    р- объемная плотность руды, т/м3;

    Км, Ку – коэффициенты, соответственно, учитывающие мощность и угол наклона залежи.

    Величину годового понижения горных работ (V) принимать по табл.5.1.

    Поправочные коэффициенты на угол падения и мощность рудных тел принимать по табл. 3.1 и 3.2.

    Таблица 3.1 - Годовое понижение горных работ

    Рудная площадь, тыс. кв.м

    Величина годового понижения выемки, м

    До 4

    4 – 6

    6 – 12

    12 – 20

    Свыше 20

    26 – 33

    23 – 30

    17 – 25

    13 – 22

    9 - 15


    Таблица 3.2 - Поправочный коэффициент (Ку) к величине годового понижения горных работ в зависимости от угла падения

    Угол падения, град

    Ку

    90

    1,2

    60

    1,0

    45

    0,9

    30

    0,8

    Таблица 3.3 - Поправочный коэффициент (Км) к величине годового понижения горных работ в зависимости от мощности рудного тела

    Мощность рудного тела, м

    Км

    До 3

    1,3

    3-5

    1,2

    5-15

    1,0

    15-25

    0,8

    Свыше 25

    0,6


    – для горизонтальных и пологопадающих месторождений производственная мощность определяется по формуле

    ,

    где - промышленные запасы для подземных горных работ, т. Определяются вычитанием из общих балансовых запасов объема руды, предназначенного для отработки открытым способом (Qу);

    t - предполагаемый срок службы рудника, лет.

    Задача решается методом приближения следующим образом: принимается срок службы; определяется производительность; проверяется соответствие рассчитанной производительности экономически целесобразному сроку службы (табл. 3.4).

    Таблица 3.4 - Экономически целесообразный срок службы рудника

    Годовая производственная мощность рудника, тыс.т

    Экономически целесообразный срок службы рудника, год

    небольшая глубина и благоприятные условия разработки

    большая глубина и неблагоприятные условия разработки

    100 – 200

    200 – 500

    500 -1000

    1000 и более

    5 - 10

    6 – 15

    10 – 18

    15 – 25

    6 – 15

    8 – 20

    12 – 25

    15 - 30 и более


    По рассчитанной производительности определяется фактический срок существования рудника

    ,

    где - время на развитие и затухание работ, лет. Суммарно принимать до 5–8 лет.

    С учетом постоянного развития техники и технологии подземной разработки необходимо предусматривать разработку крутопадающих и наклонных месторождений с большим сроком эксплуатации в несколько очередей, чтобы избежать коренных реконструкций и, связанных с ними, больших капитальных вложений. Величины первой и последующих очередей вскрытия находятся исходя из необходимого срока погашения капитальных вложений на строительство шахтных стволов, годового понижения очистной выемки из расчета срока работы каждой очереди в течение 20-25 лет.

    Таким образом, при получении расчетом срока существования рудника более 25 лет первоначально вскрывают запасы на глубину вскрытия первой ступени по сроку ее службы в пределах 20-25 лет:

    H1=A (20…25)/(Sсрγ), м

    где А – производственная мощность рудника, т/год;

    Sср – средняя горизонтальная площадь рудных тел, м2;

    γ – объемный вес руды, т/м3.
    1   2   3   4   5   6


    написать администратору сайта