Вскрытие и система разработки золоторудного месторождения
Расчет промышленных запасов месторождения. Определение годовой производительности рудника. Выбор рациональной схемы вскрытия и подготовки месторождения. Определение параметров буровзрывных очистных работ. Оценка количества бурильщиков и скреперистов.
Рубрика | Производство и технологии |
Вид | курсовая работа |
Язык | русский |
Дата добавления | 24.09.2019 |
Размер файла | 1,2 M |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
Размещено на http://www.allbest.ru/
Вскрытие и система разработки золоторудного месторождения
Введение
Целью курсового проекта является ознакомление и изучение способов вскрытия, подготовки и технологии разработки месторождений подземным способом. Научить студента обосновывать решения по выбору схем вскрытия и подготовки месторождения к эксплуатации, выбирать систему разработки рудных и россыпных месторождений, организацию основных производственных процессов.
Задачи курсового проекта:
- составить чертежи вскрытия и разработки месторождения;
- рассчитать промышленные запасы;
- определить годовую производительность рудника;
- выбрать рациональную схему вскрытия месторождения;
- выбрать рациональную систему разработки;
- рассчитать основные производственные процессы;
Таблица 1. Исходные данные
Наименование исходных данных |
Единицы измерения |
Значение |
|
Мощность рудного тела, М |
м |
0,8 |
|
Длина рудного тела по простиранию, L |
м |
800 |
|
Мощность наносов до рудного тела, Н |
м |
90 |
|
Длина по падению, В |
м |
400 |
|
Угол падения рудного тела, |
град. |
75 |
|
Плотность пород, |
т/м3 |
3,0 |
|
Содержание металла в руде, |
г/т |
3,0 |
|
Коэффициент крепости руды, по проф. М.М. Протодьяконову |
Ед. |
16 |
1. Расчет промышленных запасов месторождения
Геологические запасы месторождения определяются по формуле:
Qгеол=
где n - количество рудных тел - i;
L - длина рудного тела по простиранию, м;
B - длина по падению, м
М - средняя мощность рудного тела, м:
- плотность руды, т/м3;
среднее содержание металла в руде, г/т.
Промышленные запасы месторождения пр определяются с учетом потерь (извлечения полезных компонентов - Ки) и коэффициента разубоживания руды - r :
пр=Размещено на http://www.allbest.ru/
.
Решение:
Определяем геологические запасы золота.
Qгеол=.
Определяем промышленные запасы месторождения.
пр=
Определяем балансовые запасы:
2. Определение годовой производительности рудника
Годовая производственная мощность (производительность) горного предприятия является одним из важнейших показателей. Она влияет на выбор горного оборудования, размеры подземных выработок, технологию отработки месторождения, поверхностные помещения и т.д. Определяет капитальные и эксплуатационные затраты, себестоимость и основные экономические показатели.
Горные предприятия имеют годовую производительность от 50-100тыс. т в год до 2-5 и даже до 15-25 млн. т в год.
Наиболее распространены горные предприятия с годовой производительностью добычи от 500-800 тыс. т до 3 млн. т.
По производительности рудники различают:
*малой мощности -А < 300 тыс. т/год;
*средней -А =300-800тыс. т/год;
*большой -А = 0,8- 10 млн т/год;
*сверхбольшой -А > 10 млн т/год.
При производительности рудника до 500 тыс. т/год проводится один путевой квершлаг (площадью сечения 8 м2),
при производительности более 500-800 тыс. т/год проводится два путевые квершлага (площадью сечения12-14 м2).
Годовая производительность рудника может определяться следующими методами.
Производительность рудника по годовому понижению очистной выемки
Расчетный метод применяется при углах падения рудного тела более 30 град.
,
где - среднее понижение очистной выемки по всей площади рудного тела, м/год;
S - средняя рудная площадь, кв. м;
средняя плотность руды, т/м3;
Таблица 2 Классификация шахтных полей по размерам
Класс шахтных полей |
Длина шахтного поля (м) при мощности рудного тела |
Площадь рудного тела (тыс. м2) при мощности его 15 м и более |
||
До 15 м |
15 м и более |
|||
Небольшие |
До 500-600 |
До 300 |
До 5 |
|
Средние |
600-1000 |
300-600 |
5-12 |
|
Большие |
1000-1500 |
600-1000 |
12-25 |
|
Очень большие |
>1500 |
>1000 |
>25 |
Годовое понижение очистной выемки (м) определяют из выражения
где - среднее годовое понижение очистной выемки в зависимости от класса шахтного поля и числа этажей в одновременной выемке;
К1,К2 - поправочные коэффициенты от мощности рудного тела и угла его падения.
Таблица 3
Размеры шахтных полей |
Число этажей в выемке |
, м/год |
|
Очень большие. Длина больше 2 км |
1 |
5-15 |
|
2 |
10-20 |
||
Большие, длина от1,2 до 2 км |
1 |
12-22 |
|
2 |
15-25 |
||
Средние, длина от 0,6 до 1 км |
1 |
15-25 |
|
2 |
18-30 |
||
много |
20-40 |
||
Небольшие, длина менее 0,6 км |
1 |
18-30 |
|
2 |
22-45 |
||
Много |
30-60 |
Значение в верхнем пределе следует принимать для рудных тел небольшой мощности, с простой морфологией и спокойным залеганием.
Таблица 4Значения коэффициентов К1 и К2
Мощность рудного тела, м |
<5 |
5-15 |
15-25 |
>25 |
|
К1 |
1,25 |
1,0 |
0,8 |
0,6 |
|
Угол падения, град |
90 |
60 |
45 |
30 |
|
К2 |
1,2 |
1 |
0,9 |
0,8 |
Данный метод расчета «А» не пригоден для месторождений с углами падения рудных тел менее 30 градусов.
Решение:
м/год.
Найдём время эксплуатации рудника:
3. Выбор рациональной схемы вскрытия и подготовки месторождения
Таблица 5-«Ориентировочные данные площади поперечного сечения и стоимости проведения 1 м3 горной выработки»
Наименование выработок |
Площадь поперечного сечения выработки, м2 |
Стоимость проведения выработки, руб./м3 |
|
Главный вертикальный ствол |
S = 9+10.8 A |
650 |
|
Центральный вентиляционный с клетьевым подъемом |
S = 4,4+7,3 А |
500 |
|
Центральный вентиляционный без клетьевого подъем |
S = 3,8 +6,3 А |
450 |
|
Наклонный конвейерный ствол |
S = 9,35+1,05 А |
400 |
|
Наклонный автомобильный съезд |
S = 18,7+4,29 А |
400 |
|
Наклонный съезд для самоходного оборудования |
S = 19,8 + 3,2 А |
400 |
|
Клетьевой вспомогательный ствол |
S = 14 + 4 А |
500 |
|
Круто-наклонный ствол |
Sк.н. =(1,-1,4) S |
450 |
|
Фланговый вентиляционный ствол |
S = 5 + 2,82 А |
400 |
|
Штольня или откаточный квершлаг |
S = 4,2 + 5,4 А |
300 |
|
Околоствольный двор |
S = 4 + 7,6 А |
500 |
|
Квершлаг центрального вентиляционного ствола |
S =2 +6,15 А |
300 |
Таблица 6- «Вариант вскрытия №1»
Наименование |
Длина, м |
Сечение в проходке, м2 |
Объем, м3 |
Стоимость 1м3, руб. |
Сумма, руб. |
|
1.Квершлаг центрального вентиляционного ствола |
150 |
2,42 |
363,0 |
300 |
108900 |
|
2.Фланговый вертикальный ствол |
485 |
5,19 |
2729,94 |
400 |
1006860 |
|
3.Квершлаг |
785 |
4,57 |
7403,4 |
300 |
1076235 |
|
4.Штрек |
6400 |
4,57 |
32904 |
300 |
8774400 |
|
5.Главный ствол |
485 |
9,75 |
5128,5 |
650 |
3073688 |
|
6. Другие затраты |
2500000 |
|||||
7.Итого |
8305 |
|
|
16540083 |
Таблица 7- «Вариант вскрытия №2»
Наименование |
Длина, м |
Сечение в проходке, м2 |
Объем, м3 |
Стоимость 1м3, руб. |
Сумма, руб. |
|
1.Квершлаг центрального вентиляционного ствола |
135 |
2,42 |
387,2 |
300 |
98010 |
|
2.Фланговый вертикальный ствол |
490 |
5,19 |
768,1 |
400 |
1017240 |
|
3.Квершлаг |
660 |
4,57 |
2431,2 |
300 |
904860 |
|
4.Штрек |
8400 |
4,57 |
32904 |
300 |
9871200 |
|
5.Главный ствол |
490 |
9,75 |
5128,5 |
650 |
3333525 |
|
6. Рудоспуск |
400 |
3,46 |
1384,4 |
400 |
553760 |
|
7. Другие затраты |
|
|
|
2500000 |
||
8. Итого |
27433595 |
Оптимальный вариант сравниваемых схем вскрытия месторождения определяется по формуле:
где нормативный коэффициент капитальных вложений, для цветной металлургии, обычно принимают
суммарные дисконтированные капитальные затраты по сравниваемым вариантам, руб.;
А - годовая производительность рудника, т;
Капитальные затраты определяются в таблицах по вариантам с перечисление выработок:
Затраты на оборудование стволов, поверхностных сооружений, ориентировочно можно принять 2,5 млн руб.
Эксплуатационные затраты определяются по следующим статьям:
- поддержание горных выработок
Зпод = * t* Спод;
- затраты на транспорт по выработкам
Зтр= ;
- затраты на водоотлив и вентиляцию
Зв =
где Зпод, Зтр , Зтр - затраты на поддержание выработок, руб.;
длина выработок, м;
t - продолжительность поддержания выработки, год;
Спод , ,себестоимость поддержания 1м выработки в год, себестоимость транспортирования 1 труды;
;
м3 / т.
Затраты на водоотлив и вентиляцию в нашей работе мы не рассчитываем
Решение:
Вариант 1
Зпод = * t* Спод = (485+485)*11*250+(785+6400+150)*11*200 = 2667500+16137000 = 18804500 руб
Зтр= = 768000*(485+485) *0,4+768000*(1755+6400+150) *0,7 = 297984+4464768= 4762752 руб
Вариант 2
Зпод = * t* Спод = (490+400+490)*11*250+(8400+135+660)*11*200= 13499475+20229000 = 33728475 руб
Зтр= = 768000*(490+490+400) *0,4+768000*(8400+135+660) *0,7 = 423936+4943232 = 5367168 руб
Подсчитанные для каждого варианта затраты и расходы по отдельным статьям вносятся в сводную
Таблица 7-«Сводная таблица сравнения вариантов вскрытия»
Статьи затрат и расходов |
Варианты |
||
1 |
2 |
||
Капитальные затраты |
|||
Главный ствол |
3073688 |
3333525 |
|
Фланговый вертикальный ствол |
1006860 |
1017240 |
|
Квершлаги |
1076235 |
904860 |
|
Штреки |
8774400 |
9871200 |
|
Рудоспуск |
0 |
553760 |
|
Квершлаги центрального вентиляционного ствола |
108900 |
98010 |
|
Затраты на оборудование |
2500000 |
2500000 |
|
Итого капитальных затрат |
16540083 |
27433595 |
|
Эксплуатационные расходы |
|||
Поддержание и ремонт горных выработок |
18804500 |
32728475 |
|
Подземный транспорт |
4762752 |
5367168 |
|
Итого эксплуатационных расходов |
23567252 |
38095643 |
|
Всего |
40107335 |
65529238 |
По экономическим показателям выбираем 1-ый вариант вскрытия.
4. Выбор рациональной системы разработки
Систему разработки выбирают с учетом горно-геологических факторов, необходимости выдачи руды определенного качества на обогатительную фабрику, с учетом потребности в продукции, т.е. необходимости обеспечить заданную производительность рудника, с учетом ценности руд, возможных потерь и разубоживания и других факторов. Сравнительные характеристики по системам разработки сводятся в табл. 8. Показатели по системам разработки берутся из литературных источников. По сравниваемым вариантам делаются выводы о преимуществах и недостатках вариантов. Делается заключение, какой системе следует отдать предпочтение. Система разработки отражается на чертеже с 2 - 3х проекциях.
Таблица 8-«Показатели по сравниваемым системам разработки»
Показатели |
Единицы измерения |
Вариант 1 |
Вариант 2 |
|
Мощность рудного тела |
М |
0,8 |
0,8 |
|
Длина блока |
М |
50 |
50 |
|
Высота блока |
М |
50 |
50 |
|
Промышленные запасы руды в блоке |
Т |
4421 |
6333 |
|
Объем ГПР |
М3 |
200 |
200 |
|
Производительность блока |
т/месяц |
196 |
292 |
|
Продолжительность отработки блока |
Дней |
23 |
22 |
|
Удельный расход ГПР |
м3 /т |
0,045 |
0,032 |
|
Количество циклов в сутки |
2 |
2 |
||
Производительность труда |
т/месяц |
21,8 |
26,5 |
|
Потери руды в блоке |
Т |
1800 |
300 |
|
Разубоживание и т.д. |
м3 |
100 |
600 |
|
Количество рабочих в блоке |
9 |
11 |
С.Р с открытым очистным пространством
Принимаем Ки=0,7; r=0.05; г=3.0 т/м3; м2; Lгпр=50 м
Показатели |
Расчетная формула |
Результат |
|
Мощность рудного тела, м (М) |
0,8 м |
||
Длина блока, м (Lбл) |
50 м |
||
Высота блока, м (Hбл) |
50 м |
||
Промышленные запасы руды, т, (Zб.пр) |
Zб.пр=М Lбл Hбл г Ки/(1- r) |
4421т |
|
Объем ГПР, м3, (Vгпр) |
Vгпр=Lгпр |
200 |
|
Суточная производительность блока, т/сутки |
Рблс=Vц * г * nц * nзаб |
196 |
|
Срок отработки блока, дней, tо |
tо = Zб.пр / Рблс |
23 |
|
Удельный расход ГПР, м3/т, qоч |
qоч =Vгпр/ Zб.пр |
0,045 |
|
Количество забоев. nзаб |
1 |
||
Производительность труда, т/выход, Рблс |
Птр= Рблс/ Np |
21,8 |
|
Потери руды в блоке, т, Пбл |
Пбл= М Lбл Hбл г (1- Ки) |
1800 |
|
Разубоживание и т.д., м3, R |
R= М Lбл Hбл r |
100 |
|
Количество рабочих в блоке, Np |
9 |
||
Количество циклов в сутки, nц |
2 |
С.Р с магазинированием руды
Принимаем Ки=0,95; r=0.1; г=3.0 т/м3; м2; Lгпр=50 м
Показатели |
Расчетная формула |
Результат |
|
Мощность рудного тела, м (М) |
0.8 |
||
Длина блока, м (Lбл) |
50 |
||
Высота блока, м (Hбл) |
50 |
||
Промышленные запасы руды, т, (Zб.пр) |
Zб.пр=М Lбл Hбл г Ки/(1- r) |
6333 т |
|
Объем ГПР, м3, (Vгпр) |
Vгпр=Lгпр |
200 |
|
Суточная производительность блока, т/сутки |
Рблс=Vц * г * nц * nзаб |
292 |
|
Срок отработки блока, дней, tо |
tо = Zб.пр / Рблс |
22 |
|
Удельный расход ГПР, м3/т, qоч |
qоч =Vгпр/ Zб.пр |
0,032 |
|
Количество забоев. nзаб |
1 |
||
Производительность труда, т/выход, Рблс |
Птр= Рблс/ Np |
26,5 |
|
Потери руды в блоке, т, Пбл |
Пбл= М Lбл Hбл г (1- Ки) |
300 |
|
Разубоживание и т.д., м3, R |
R= М Lбл Hбл r |
600 |
|
Количество рабочих в блоке, Np |
11 |
||
Количество циклов в сутки, nц |
2 |
5. Основные производственные процессы
5.1 Определение параметров БВР очистных работ
Расположение шпуров очистной выемки зависит от применяемой технологии и горнотехнических условий. Расположение шпуров в очистных забоях показано на чертежах.
Порядок расчета параметров БВР
Шпуровая отбойка (при магазинировании)
1). Удельный расход ВВ определяется по формуле
,
кг/м3
где qo- теоретический удельный расход ВВ, кг/мі (1.31);
K1- коэффициент относительной работоспособности ВВ (1.0);
Km- коэффициент, учитывающий выемочную мощность (3.0).
В качестве ВВ возьмём Аммонит № 6 ЖВ в патронах по 0,2 кг.
2). Линию наименьшего сопротивления (л.н.с.) при отбойке руды с двумя обнаженными поверхностями определяют по формуле:
,
=1,98м
где d - диаметр шпура, м;
- плотность заряжания, г/мі;
Kз=0,7 - коэффициент заполнения шпура;
m - коэффициент сближения зарядов; m=1.5
q - удельный расход ВВ, кг/мі.
3). Расстояние между шпурами в ряду определяют по формуле:
где
К10 =0,85 - коэффициент, учитывающий забойку в шпуре.
4). Длина шпура определяется из выражения:
,
=3.6 м.
где lз - уход забоя за цикл или толщина отбиваемого слоя, м lз=3;
- коэффициент использования шпура (к.и.ш) з=0,85;
- угол наклона шпуров к плоскости забоя (Угол а=90-14=76 град);
5). Объем отбойки в забое находится из выражения:
,
где M - мощность залежи или выемочная мощность, м;
Np - число рядов взрываемых шпуров в одной заходке;
С учетом выражения длины шпура от lз получим:
1,98*0,8*4*3,6*0,85*0,97=18,8 м3.
6). Число шпуров в ряду определяется по формуле (округляется до ближайшего целого):
,
где - расстояние от стенок очистного пространства до оконтуривающих шпуров.
7). Общая длина шпуров, м:
8). Длина шпуров на 1 мі отбойки руды, м:
9). Выход руды с 1м шпура, мі/м:
10). Общий расход ВВ на отбойку, кг:
,
0,2*14,4/0,85=3,4
Размещено на http://www.allbest.ru/
где - масса заряда ВВ, приходящаяся на 1м шпура, кг/м;
11). Удельный расход ВВ на отбойку (реальный для принятых условий), кг/мі, определяется по формуле:
,
Порядок расчета параметров БВР
Шпуровая отбойка (при потолкоуступной системе)
1). Удельный расход ВВ определяется по формуле
,
кг/м3
где qo- теоретический удельный расход ВВ, кг/мі (1.31);
K1- коэффициент относительной работоспособности ВВ (1.0);
Km- коэффициент, учитывающий выемочную мощность (3.0).
В качестве ВВ возьмём Аммонит № 6 ЖВ в патронах по 0,2 кг
2). Линию наименьшего сопротивления (л.н.с.) при отбойке руды с двумя обнаженными поверхностями определяют по формуле:
,
=1,98м
где d - диаметр шпура, м;
- плотность заряжания, г/мі;
Kз=0,7 - коэффициент заполнения шпура;
m - коэффициент сближения зарядов; m=1.5
q - удельный расход ВВ, кг/мі.
3). Расстояние между шпурами в ряду определяют по формуле:
, где
К10 =0,85 - коэффициент, учитывающий забойку в шпуре.
4). Длина шпура определяется из выражения:
,
=2,4 м
где lз - уход забоя за цикл или толщина отбиваемого слоя, м lз=3;
- коэффициент использования шпура (к.и.ш) з=0,85
- угол наклона шпуров к плоскости забоя (Угол а=90-14=76 град);
5). Объем отбойки в забое находится из выражения:
,
где M - мощность залежи или выемочная мощность, м;
Np - число рядов взрываемых шпуров в одной заходке;
С учетом выражения длины шпура от lз получим:
1,98*0,8*4*2,4*0,85*0,97=12,5 м3
Размещено на http://www.allbest.ru/
6). Число шпуров в ряду определяется по формуле (округляется до ближайшего целого):
,
где - расстояние от стенок очистного пространства до оконтуривающих шпуров.
7). Общая длина шпуров, м:
8). Длина шпуров на 1 мі отбойки руды, м:
9). Выход руды с 1м шпура, мі/м:
10). Общий расход ВВ на отбойку, кг:
,
0,2*9,6/0,85=2,2
где - масса заряда ВВ, приходящаяся на 1м шпура, кг/м;
11). Удельный расход ВВ на отбойку (реальный для принятых условий), кг/мі, определяется по формуле:
,
Так как заряд патронированный по 0,2 кг
5.2 Рассчитаем количество бурильщиков
Где T- продолжительность смены, ч;
Tвз= 0,46 - время подготовительно-заключительные операции;
Kот=0,08 - время, предусмотренное нормативами на отдых;
tб - время на бурение одного метра шпура в зависимости от крепости пород, 6 мин.
Установим 6-ти часовую смену,
Возьмём линию наименьшего сопротивления из прежних вычислений W?2м
В ряду 1 шпур, кол-во рядов для лавы 50 метров равно: 50/2=25 принимаем 25 рядов. Общая длина шпуров при их длине равно 2 метра при системе разработки с открытым очистным пространством, потолкоуступной с распорной крепью, 3 метра при системе разработки с магазинированием руды на один цикл
(Вариант 1)
(Вариант 2)
Количество бурильщиков на один цикл Hб=50/51,3?1 бурильщик за цикл, в сутках принимаем 2 цикла, требуется 1*2=2 бурильщика в сутки на один блок. Одновременно отрабатывается 4 блока. Следовательно, при системе разработки с открытым очистным пространством, потолкоуступной с распорной крепью необходимо 8 бурильщиков.
Количество бурильщиков на один цикл Hб=75/51,3?2 бурильщик за цикл, в сутках принимаем 2 цикла, требуется 2*2=4 бурильщика в сутки на один блок. Одновременно отрабатывается 4 блока. Следовательно, при системе разработки с магазинированием руды потребуется 16 бурильщиков.
5.3 Рассчитаем количество скреперистов
Найдём объём руды отбиваемый за цикл
Где общая длина шпуров
выход руды с 1 м шпура
м3(Вариант 1)
м3(Вариант 2)
Определим производительность скреперной установки 2ЛС-28
Где -ёмкость ковша скрепера, м3;
- плотность горных пород, т/м3;
- коэффициент наполнения ковша;
- продолжительность смены, ч;
- коэффициент готовности к работе забоя;
- коэффициент вторичного дробления негабаритов в забое;
- коэффициент использования времени смены;
- средняя длина скрепирования, м;
- скорость движения гружёного ковша скрепера,
- скорость движения порожнего ковша скрепера,
Количество скреперистов за 1 смену при системе разработки с открытым очистным пространством, потолкоуступной с распорной крепью необходимо 98/167?1 скреперист. За сутки 2 цикла, следовательно, необходимо 1*2=2 скрепериста. Так как одновременно отрабатывается 4 блока то необходимо 8 скреперистов.
Количество скреперистов за 1 смену при системе разработки с магазинированием руды необходимо 146/167?1 скреперист. За сутки 2 цикла, следовательно, необходимо 1*2=2 скрепериста. Так как одновременно отрабатывается 4 блока то необходимо 8 скреперистов.
Рис.1. Скреперная установка: а - погрузка в рудоспуск; б - погрузка с применением погрузочного полка. 1 - скреперная лебедка; 2 - скреперный ковш; 3 - головной канат; 4 - хвостовой канат; 5 - хвостовой ролик; 6 - рудоспуск; 7 - полок с разгрузочным отверстием (грохот); 8 - вагонетка; 9 - погрузочный полок
Достоинства:
· дешевле доставка оборудования на подэтажи;
· меньшие затраты на монтаж по сравнению с питателями и конвейерами;
· возможно малое сечение выработок;
· возможность применения при любой крепости, устойчивости руд, любой мощности рудного тела.
Недостатки:
· относительно малая производительность.
· Частое расположение рудоспусков и других пунктов разгрузки скрепера, что увеличивает объем подготовительно-нарезных работ.
· Сравнительно тяжелый труд машиниста скреперной установки;
· Малоблагоприятные условия для автоматизации работ;
· Необходимость монтажных работ, исключаемых при самоходном оборудовании;
Количество рабочих:
При системе с магазинированием 4+2+1+4=11 человек (4 бурильщика+ 2 скрепериста+ 1 взрывник+ 4 крепильщиков).
Производительность труда: 292/11=26,5 т/смену;
При системе разработки с распорной крепью 2+2+1+4=9 человек (2 бурильщика+ 2 скрепериста+ 1 взрывник+ 4 крепильщиков).
Производительность труда: 196/9=21,8 т/смену;
При сравнивании двух систем была выбрана система с магазинированием.
Заключение
В данной курсовой работе было рассчитано: объём балансовых запасов, промышленные запасы, годовая производительность рудника и срок отработки месторождения. Были предложены и рассмотрены 2 варианта вскрытия месторождения и 2 системы разработки, рассчитаны капитальные и эксплуатационные затраты на вскрытие месторождения, были сравнены два предложенных варианта вскрытия и выбран оптимальный. В ходе работы были рассчитаны буровзрывные работы при каждой из систем разработки и выбран способ доставки руды с соответствующими расчётами. Для каждой системы был подсчитан необходимый персонал и найдена производительность труда. В конце работы была выбрана оптимальная система разработки.
Список литературы
месторождение рудник буровзрывной
1. М.И. Агошков, С.С. Борисов, В.А. Боярский Разработка рудных и нерудных месторождений. Из-во Москва «Недра» 1983 год, 424 стр.
2. А.К. Порцевский - Выбор рациональной технологии добычи руд. М. Из-во МГГУ. 2003, 768с.
Размещено на Allbest.ru
Подобные документы
Оценка горно-геологических и горнотехнических условий эксплуатации шахты. Способы вскрытия и подготовки шахтного поля. Разработка и технология ведения очистных работ. Экономика и организация труда в очистном забое. Техника безопасности и охрана труда.
курсовая работа [394,9 K], добавлен 23.06.2011Горно-геологическая характеристика месторождения. Выбор и обоснование отделения горной массы от массива. Расчет параметров погрузочного и рабочего оборудования для доставки руды. Правила технической эксплуатации бурильных и погрузочно-транспортных машин.
курсовая работа [388,9 K], добавлен 20.03.2015Геологическая характеристика месторождения. Характеристика перерабатываемой руды, разработка и расчет схемы ее дробления. Выбор и расчет оборудования для дробильного отделения. Определение количества смен и трудозатрат на обеспечение технологии дробления.
курсовая работа [59,7 K], добавлен 25.02.2012Характеристика района работ и история освоения Хохряковского месторождения. Свойства и состав нефти и нефтяного газа . Сопоставление проектных и фактических показателей разработки месторождения. Фонд добывающих скважин и показатели его эксплуатации.
дипломная работа [8,7 M], добавлен 03.09.2010Подсчёт запасов месторождения полезного ископаемого. Расчет годовой производительности и срока службы шахты. Определение площади поперечного сечения шахтного ствола. Нормативные сроки существования и проектная производственная мощность подземных рудников.
курсовая работа [1,3 M], добавлен 28.01.2022Разработка конструкции скважины №8 Пинджинского месторождения; обеспечение качества буровых, тампонажных работ, повышение нефтеносности. Технология первичного вскрытия продуктивного пласта. Расчет обсадной колонны и режима закачки; крепление, испытание.
курсовая работа [1,7 M], добавлен 05.12.2013Общая характеристика месторождения. Обоснование схем механизации производственных процессов. Проектирование электропривода и обоснование эффективности его применения, расчет технических параметров. Оценка энергоэффективности карьерных электроустановок.
дипломная работа [2,6 M], добавлен 17.02.2018Горно-геологическая характеристика месторождения. Промышленные запасы, проектная мощность и режим работы шахты. Нагрузка очистного забоя. Технико-экономическое сравнение вариантов вскрытия пластов в шахтном поле. Подготовка и порядок разработки пластов.
курсовая работа [42,3 K], добавлен 30.09.2012Характеристика района и месторождения. Капитальные и подготовительные выработки. Расчёт себестоимости одного метра выработки. Средства механизации и организация работ при очистной выемке. Транспортировка горной массы. Безопасность проектных решений.
дипломная работа [1,2 M], добавлен 19.12.2011Сведения и геолого-промысловая характеристика Арланского месторождения. Физико-химические свойства нефти, газа и воды. Режим работы нефтесборных сетей месторождения. Проектирование трубопроводов системы сбора. Расчет экономической эффективности проекта.
дипломная работа [361,1 K], добавлен 11.03.2012