Подземная разработка месторождений полезных ископаемых

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Аннотация

Введение

1. Горно-геологическая характеристика условного месторождения

2. Обоснование годовой производственной мощности горного предприятия

Подсчет балансовых запасов МПИ

Производственная мощность и срок существования рудника

3. Выбор и обоснование рационального варианта вскрытия и подготовки

3.1 Установление конкурирующих схем вскрытия

3.2 Обоснование высоты этажа

3.3 Экономическое обоснование выбранного варианта вскрытия

4. Выбор и обоснование рациональной схемы вскрытия месторождения

4.1 Установление конкурирующих схем разработки

4.2 Расчет технологического комплекса отбойки руды

5. Технико-экономические показатели по проекту

Заключение

Литература

Аннотация

Данный курсовой проект состоит из пяти разделов:

1. горно-геологическая характеристика, в котором приведены данные условного месторождения;

2. обоснование годовой производственной мощности горного предприятия из подсчетов балансовых запасов месторождения полезного ископаемого и определении производственной мощности и срока существования рудника;

3. выбор и обоснование рационального варианта вскрытия и подготовки, в этом разделе приведены три конструктивные схемы вскрытия, обоснование высоты этажа, а ниже экономическое обоснование выбранного варианта схемы разработки, где в виде таблицы произведен выбор схемы разработки и рисунок выбранной схемы;

4. расчеты технологического комплекса отбойки и доставки руды;

5. технико-экономические показатели сведены в таблицу;

Введение

Горно-рудная промышленность является самостоятельной отраслью горной промышленности, имеет свои особенности и сложности. Особенностью ее является жесткая связь с геологией, разведкой и технологией переработки добычной руды.

Задачи по развитию сырьевой базы горно-рудной промышленности и повышению негативных показателей ее работы: 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 с использованием ЭВМ.

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 и обоснование рационального варианта вскрытия и подготовки, системы разработки месторождения, расчет технологического комплекса отбойки и доставки руды.

1. Горно-геологическая характеристика условного месторождения

полезное ископаемое рудник месторождение

Месторождение состоит из одного пластового рудного тела со средним углом падения равным 34⁰ . Рудное тело находится на глубине от поверхности земли 100 метров, а глубина распространения 120 метров. Средняя мощность рудного тела равна 0,8 метра, длина по простиранию 720метров. Руды устойчивые, вмещающие породы устойчивые, руда ценная. Плотность руды равна 3,1т/м³, руды крепкие, коэффициент крепости по шкале М.М. Протодьяконова равен 15.

2. Обоснование годовой производственной мощности 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:

, где (2.1)

m - нормальная мощность рудного тела, м;

L_пр - длина рудного тела по простиранию, м;

Н_р - глубина распространения рудного тела, м;

Н_з - глубина залегания рудного тела, м;

- угол падения рудного тела, град;

- объемная плотность руды , т/м³;

тыс.т.

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:

, где (2.3)

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

К_1,К_2,К_3,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;

(2.4)

Минимальный срок существования рудника при годовой производительности 876,2 тыс.т составляет 20 лет.

После определения годовой производительности рудника полученное значение округляем до тысяч тонн и уточняем срок существования рудника:

(2.5)

Округляем до целого Т=29 лет.

3. Выбор и обоснование рационального варианта вскрытия и подготовки

3.1 Установление конкурирующих схем вскрытия

Выбор схемы вскрытия месторождения осуществляется методом вариантов. Выбор сводится к определению типа, числа, места заложения, формы и площади поперечного сечения вскрывающих выработок в зависимости от горно-геологических условий месторождения, уровня развития технических и экономических показателей.

При назначении схемы вскрытия месторождения необходимо учитывать:

· Экономичность, включая внешние транспортные связи, особенно до обогатительной фабрики;

· Безопасность всего предприятия в целом и безопасность труда; главные вскрывающие выработки располагают за границами зоны сдвижения;

· Современные тенденции в проектировании рудников;

· Условия проветривания, обеспечивающие высокую эффективность и минимальные затраты;

· Рельеф местности, мероприятия по охране окружающей среды и по отводу обводненных руд.

При назначении вариантов 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 могут быть применены следующие варианты (рисунок 3.1.) - вскрытие вертикальным стволом в висячем боку; (рисунок 3.2.)

3.2 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. К числу экономических факторов относятся: стоимость проходки выработок и камер, расходы по доставке материалов и оборудования в очистные забои, ремонту выработок, подъему руды.

Определение высоты этажа для наклонных и крутопадающих месторождений расчетами бывает очень сложно из-за большого количества влияющих факторов, то есть в нашем случае, поэтому чаще всего высоту этажа устанавливают исходя из практических данных, а в частности из системы разработки.

Для системы горизонтальные слои с закладкой высоты этажа будет равна 50 метрам без промежуточного горизонта, согласно рекомендации [5].

3.3 Экономическое обоснование выбранного варианта вскрытия

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. По этому для дальнейшего рассмотрения оставляем только варианты вскрытия показанные на рисунках 3.1 и 3.2.

Для отработки данного месторождения принимаем один главный ствол, располагаемый по центру залежи, а на флангах по одному вентиляционному стволу.

При выборе формы сечения и способа крепления необходимо исходить из минимальной суммы затрат по проведению и креплению выработки с расходами на ремонт крепи, транспорту и вентиляции за все время существования.

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.

Определим и уточним поперечные сечения:

(3.1.)

А_г - годовая производственная мощность рудника, млн. тонн.

Принимаем типовое круглое сечение ствола площадью 33,2 м², а вспомогательных вентиляционных стволов 19,6 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.)

- вспомогательных квершлагов

(3.5.)

Принимаем типовые сечения 14м² и 6,45м². квершлаги 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.)

По расчетным данным и данным ориентировочной стоимости проведения подземных горных выработок определим объем проходческих работ и сумму капитальных затрат по вариантам, расчеты сведем в таблицы.

Таблица 3.1.

Объем и стоимость горно-капитальных затрат

наименование	количество	Длина, м	Сечение в проходке м2	Объем м3	Стоимость 1м3 тыс. руб.	Сумма, млн. руб.
Ствол главный	1	870	44,8	38976	60,2	2346,3
Ствол вспомогательный	2	860	26,5	45580	67,2	3062,9
Квершлаги: гор.1	1	250	14	3750	85,7	321,4
гор. 2	1	280	14	4200	85,7	359,9
гор. 3	1	320	14	4800	85,7	411,4
гор.4	1	370	14	5550	85,7	475,6
гор.5	1	410	14	6150	85,7	527,1
гор.6	1	450	14	6750	85,7	578,5
гор.7	1	500	14	7500	85,7	642,7
гор.8	1	530	14	7950	85,7	681,3
гор.9	1	580	14	8700	85,7	745,6
гор.10	1	620	14	9300	85,7	797,1
гор.11	1	660	14	9900	85,7	848,4
гор.12	1	710	14	10650	85,7	912,7
гор.13	1	750	14	11250	85,7	964,1
гор.14	1	780	14	11700	85,7	1002,7
гор.15	1	830	14	12450	85,7	1066,9
Вспомогательные	30	830	6,5	161850	32,3	5224,3
Рудоспуски	4	150	6,0	3600	37,1	133,5
Околоствольный двор основной	4	-	-	20312	96,6	1962,1
вспомогательный	38	-	-	39050	96,6	3772,2
Камера дробильного комплекса	1	-	-	1215	96,6	117,4
копер	3	-	-	-		300,0
Надшахтное здание	3	-	-	-		135,0
Погрузочные бункеры	1	-	-	-		200,0
Итого по варианту 1				431183		27589,1

По результатам расчетов округляем:

- удельные капитальные затраты

вариант 1 в год (3.9.)

вариант 2 в год

- удельный объем горно-капитальных работ

вариант 1 (3.10.)

вариант 2

- амортизация горно-капитальных работ

вариант 1 (3.11.)

вариант 2

определим количество добытой рудной массы за весь период эксплуатации месторождения:

(3.12.)

Эксплуатационные расходы:

- затраты на поддержание и ремонт выработок

(3.13.)

- затраты на транспортировку руды по горизонтальным выработкам и подъем на поверхность

(3.14.)

(3.15.)

- затраты на водоотлив

(3.16.)

Удельные учитывающие эксплуатационные расходы на одну тонну годовой добычи:

(3.17)

Приведенные затраты по вариантам вскрытия:

(3.18)

Принимаем вариант вскрытия № 2, так как он более выгоден с экономической точки зрения.

4. Выбор и обоснование рациональной системы разработки месторождения

установление конкурирующих систем разработки

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 классы систем разработки.

Выбор системы разработки производим методом исключения, т.е. рассматриваем возможность применения на данном месторождении или его части всех существующих систем разработки и исключаем те из них, условия, применения которых не соответствует горно-геологическим факторам.

Все факторы условно делят на две группы: постоянные и переменные.

Постоянные факторы: устойчивость руды и вмещающих пород, мощность и угол падения рудного тела.

Переменные факторы: ценность полезного ископаемого; склонность руды к слеживанию, окислению, самовозгоранию; возможность нарушения выемкой поверхности в результате разработки; минералогический состав вмещающих пород; наличие в рудном теле породных включений и забалансовых руд; характер контактов рудного тела с вмещающими породами; глубина разработки; необходимость выемки руды по сортам.

Наименование горно-геологических факторов	Характеристики	Класс системы
		I	II	III	IV	V	VI	VII
устойчивость		1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12	13	14	15	16	17	18	19	20	21	22	23	24	25	26
Руды	В. уст	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	-	+	-	+	+	+	+
Породы	уст	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	-	+	-	+	+	+	+
Мощность рудного тела	3м	-	-	+	+	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-
Угол падения рудного тела	600	-	-	+	+	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-
Ценность руды	Ср.цен.	+	+	+	+	+	+	+	+	-	-	-	-	-	-	-	-	-	+	+	+	+	+	+	+	+	+
Глубина разработки		+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	+	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-	-

После рассмотрения всех факторов получаем, что при заданных горно-геологических условиях применимы системы разработки первого класса - системы с открытым очистным пространством.

Из шести групп систем разработки данного класса при заданных условиях возможно применение только двух систем: камерно-столбовая и подэтажных штреков. Применение последней невозможно так как она применяется при больших углах падения залежи и большой мощности месторождения, поэтому для дальнейшего рассмотрения принимаем камерно-столбовую систему со взрывной доставкой руды.

Определим объем руды в блоке:

(4.1.)

где L_бл - длина блока в метрах;

h_бл - высота блока в метрах;

m - мощность рудного тела в метрах;

(4.2.)

где h_э - высота этажа, м;

- угол падения залежи, град;

Переведем объем руды в блоке из м³ в тонны:

т. (4.3.)

где V_бл - объем руды в блоке, м³;

- плотность руды, т/м³;

Удельный объем горно-подготовительных работ:

м³/1000т. (4.4.)

где - сумма объема ГПР, м³;

Б - балансовые запасы блока, т;

Удельный объем нарезных работ:

м³; (4.5.)

где - сумма объема НР, м³;

Коэффициент извлечения из недр:

(4.6.)

где П - сумма потерь ,т;

Б - балансовые запасы блока, т.

Коэффициент качества:

(4.7.)

где В - объем по пароде, м³;

Д - объем по руде и породе, м³.

Таблица 4.2.

Баланс блока

Наименование выработок	Число выработок	Сечение м2	Длина, м	Общий Объем, м3	Погашение Запасов, т	КН, д.е	Извлечено Запасов, т	КК	Добыто рудной массы
1. подготовительные выработки:			По руде	По породе	по руде	по породе
Откаточный штрек	1	10	20	-	200	-	640	1	640	1	640
Штрек по доставке руды	1	10	20	-	200	-	640	1	640	1	640
Рудоспуск	1	9	10	-	90	-	288	1	288	1	288
Наклонный восстающий	1	7,5	57,5	-	431,25	-	1380	1	1380	1	1380
Заезд	1	10	12,5	-	125	-	400	1	400	1	400
2. нарезные выработки: Траншейный штрек	1	10	20	-	200	-	640	1	640	1	640
Очистные работы: Отработка камеры МКЦ МЭЦ	1 1 1	- - -	- - -	- - -	7125 2500 2228,75	- - -	22800 8000 7132	0,64 - -	14592 - -	0,9 - -	16213 - -
Всего по блоку:	-	-	-	-	-	-	41920	-	18580	-	20201

Расчет технологического комплекса отбойки руды

Определяем линию наименьшего сопротивления:

(4.4.)

где К_В - коэффициент, учитывающий неоднородность физических свойств горных пород;

d - диаметр скважины, м;

S - относительная плотность заряжания скважины;

- переводной коэффициент;

C₀ - показатель взрываемости горных пород;

(4.5.)

где f - коэффициент крепости горных пород по шкале М.М. Протодьяконова.

Наибольшее расстояние между зарядами ВВ:

м (4.6.)

Наименьшее расстояние между зарядами ВВ:

м (4.7.)

Масса заряда ВВ, приходящегося на 1 метр скважины:

кг/м. (4.8.)

где d - диаметр скважины, дм.

Вычерчиваем веер скважин, определяем число и общую их длину по рисунку 4.2.

Длины скважин в слое и величины зарядов ВВ в них определяем графическим путем в зависимости от массы заряда, приходящегося на один метр скважины. Результаты расчетов сводим в таблицу 4.3.

Таблица 4.3.

Определение длины скважины и массы заряда

Номер скважины	Длина, м	Масса заряда, кг
	скважины	Заряда ВВ
1	6,0	3,6	11,2
2	6,4	3,8	11,8
3	7,2	3,8	11,8
4	8,8	5,8	18,0
5	9,8	5,6	17,4
6	8,8	5,8	18,0
7	8,2	4,4	13,7
8	8,0	6,0	18,6
9	8,0	4,6	14,3
10	8,4	5,8	18,0
11	9,4	6,0	18,6
12	9,0	6,4	19,8
13	7,0	3,4	10,5
14	6,2	3,8	11,8
15	6,0	3,0	9,3
итого	117,2	71,8	222,8

Определим количество рудной массы, отбиваемой в слое:

т. (4.9.)

где В - ширина слоя, м;

h - высота слоя, м;

- поперечное сечение буровой выработки, м²;

- крепость пород в массиве, т/м³;

К_Н - коэффициент извлечения из недр;

К_К - коэффициент изменения качества;

Фактический удельный расход ВВ на одну тонну добытой рудной массы:

кг/т (4.10.)

где Q - количество ВВ на комплект скважин, кг.

Длина скважины на 1000 тонн отбитой рудной массы:

м; (4.11.)

где L - суммарная длина скважины на слой, м.

Выход руды с одного метра скважины:

т. (4.12.)

Продолжительность бурения скважины в слое:

(4.13.)

где n_б - число буровых станков в работе;

П_б - эксплуатационная производительность бурового станка, м/см.

Трудоемкость работ по бурению скважины в слое:

чел. см. (4.14.)

где n_бур - число рабочих по бурению скважин.

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

(4.15.)

Продолжительность заряжания скважины:

(4.16.)

где n_з -число зарядных устройств;

П_з - эксплуатационная производительность заряжания скважины, кг/см.

Трудоемкость работ по заряжанию скважин в слое:

(4.17.)

где n_з.о - число рабочих на заряжании скважин.

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

(4.18.)

расчет технологического комплекса доставки руды

Определяем вместимости ковша машины:

(4.19.)

где Q - расчетная масса груза в ковше, т;

- плотность руды, т/м³;

К_з - коэффициент наполнения ковша при загрузке;

К_р - коэффициент разрыхления.

Площадь лобового сопротивления:

(4.20.)

где а - ширина машины, м;

в - высота машины, м.

Фронтальное сопротивление оси ветровой нагрузки:

(4.21.)

где К_В - коэффициент обтекаемости машины, Н*с²/м⁴;

V_П - относительная скорость воздушного потока, м/с.

Сопротивление движению машины:

- груженой

(4.22.)

где q - ускорение свободного падения, м/с²;

C₁ - масса порожней машины, т;

C_q - основное сопротивление движению, Н/кН;

C_qп - дополнительное сопротивление движению на повороте, Н/кН;

- подъем (+) или уклон (-) трассы%_0.

- порожней

 (4.23.)

Средняя скорость движения машины:

- груженой

(4.24.)

где N - мощность двигателя, кВт;

K_Н,М - коэффициент использования мощности двигателя машины;

К_тр, К_В.О,К_Н - коэффициенты потерь мощности, соответственно, в трансмиссии, во вспомогательном оборудовании и в нейтрализаторе выхлопных газов.

- порожней

(4.25.)

Тормозной путь груженой машины при движении под уклон:

(4.26.)

где t_Р - время реакции водителя и холостого хода тормозов, с;

К_З - коэффициент эксплуатационного состояния тормозов.

Максимально допустимая скорость движения машины под уклон:

(4.27.)

Время движения груженой машины:

(4.28.)

где L - расстояние доставки, м;

V_Г - скорость движения груженой машины, м/с.

Время движения порожней машины:

(4.29.)

где V_П - скорость движения порожней машины, м/с.

Общее время движения машины:

(4.30.)

Время наполнения ковша:

(4.31.)

где в - ширина ковша машины, мм;

d_ср - средний диаметр кусков отбитой горной массы, мм.

Количество руды, выпущенное между зависаниями:

т (4.32.)

Число зависаний, приходящихся на один цикл ПРМ:

 (4.33.)

где q - грузоподъемность машины, т.

Удельные затраты времени на ликвидацию зависаний руды в выработках выпуска:

(4.34.)

где t_зав - время на ликвидацию одного зависания, мин.

Продолжительность цикла:

(4.35.)

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

Эксплуатационная производительность:

т/смену (4.36.)

где Т_см - продолжительность смены, час;

К₁ - коэффициент использования машины во времени;

К₂ - коэффициент снижения производительности из-за выборки и транспортирования в неработающий забой негабаритных кусков;

К₃ - 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:

(4.37.)

где L_ф - протяженность фронта очистных работ, м;

Н_ф - высота фронта очистной выемки, м;

- скорость подвигания фронта очистной выемки, м/сутки;

N_см - число рабочих смен в сутки.

Принимаем для отгрузки руды из камеры, комплекс в основе двух погрузочно-доставочных машин ПРМ - 8.

5. Технико-экономические показатели по проекту

Таблица 5.1.

Технико-экономические показатели

№	Наименование показателей	Единица измерения	Результат вычислений
1	Балансовые запасы МПИ	Тыс. тонн	58485
2	Годовая производственная мощность	Тыс. тонн/год	2056
3	Расчетный срок существования Предприятия	лет	29
4	Приведенные затраты на строительство предприятия	Руб.	159,78
5	Объем запасов блока	тонн	41920
6	Удельный объем ГПР	м3/1000т	24,96
7	Удельный объем НР	м3/1000т	4,77
8	Производительность блока	т/мес.	60000
9	Производительность забойного рабочего	т/см	150
10	Выход руды с 1 погонного метра скважины	т/пог.м	5,88
11	Себестоимость добычи 1 тонны руды	руб/т	97,15
12	Коэффициент извлечения из недр	q.e	0,64
13	Коэффициент качества	q.e	0,9

Заключение

В данном курсовом проекте мы подсчитали балансовые запасы 584885 тыс. тонн, определили годовую производительность 2065 тыс.тонн/год с оптимальным сроком службы 35 лет. Выбрали схему вскрытия вертикальным стволом и групповыми квершлагами в лежачем боку, установили высоту этажа равную 50 метрам. Произвели расчет объема и стоимость горно-капитальных работ. Выбрали рациональную схему разработки камерно-столбовая со взрывной доставкой руды, определили объем руды в блоке 39686 тонн. Произвели расчет технологического комплекса отбойки и доставки руды. Приняли для отгрузки из камер руды, комплекс в составе двух погрузочно-доставочных машин ПРМ - 8.

Литература

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

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

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

4. Строительство горных предприятий, А.Ф. Рибинный.

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

Размещено на Allbest.ru