Курсовая работа по Геология на тему Технологии подземной разработки рудных месторождений

1 Горно – геологическая характеристика руд и пород очистного блока
Горно-геологическая характеристика обосновывается, исходя из данных варианта заданий. Вмещающие породы подбираются из данных геологии, в зависимости от крепости пород и их устойчивости.
Рудовмещающими являются эффузивные породы – туфы липаритов, афировые липариты (фельзиты) и туфолавы липарито-дацитов, устойчивых, т.е. допускают обнажение до 600 м2 и не требуют крепления. Возможно пересечение мелких тектонических нарушений, которые не повлияют на изменение категории устойчивости пород. Трещины разнонаправленны.
Руда представляет собой крутопадающую (85о) Кварц-родонитовую жилу длинной по простиранию 900 м, по падению 350 м, средняя – 5,5 м. Коэффициент крепости руды и пород равен 13, по шкале М.М. Протодъяконова.
Объемный вес пород равен 3,2 т/м3, коэффициент разрыхления 1,6.














2 Расчет годовой производительности рудника на месторождении вариант «№1»
Для определения производственной мощности рудника необходимо определить запасы месторождения, а именно:
1. Балансовые запасы:
– для наклонных и крутопадающих месторождений,
A_бал=(L_пр ∙ H ∙ m ∙〖 γ〗_р)/sinα=(900,0 ∙ 350,0 ∙ 5,5 ∙ 3,2)/(sin〖 85〗^о )=5 600 000 т, (2.1)
где S – площадь месторождения, м2;
m – нормальная мощность рудного тела, м;
Lпр – длина месторождения по простиранию, м;
Н – вертикальная высота рудного тела, м;
α – угол падения рудного тела, град;
γр – плотность руды в массиве, т/м3.
2. Извлекаемые запасы,
A_извлек=A_бал∙(1-P)=5 600 000∙(1-0,03)=5 432 000 т, (2.2)
3. Эксплуатационные запасы,
A_эксп=A_извлек/((1-R) )=(5 432 000)/((1-0,2) )=6 790 000 т (2.3)
В соответствии с нормами технического проектирования предприятий с подземным способом разработки годовая мощность рудника (т/год) по горным возможностям для наклонных и крутопадающих месторождений определяют по годовому понижению.
1. Годовая производительность рудника по руде,
A_р=h_г∙K_1∙〖K_2∙K_3∙K_4∙S〗_г∙γ∙((1-P))/((1-R) ), т/год,
где S_г- средняя горизонтальная рудная площадь этажа, м2
S_г=L_пр∙m_г=L_пр∙m/sinα=900,0∙5,5/(sin〖 85〗^о )=5000 м2,
где Lпр – длина месторождения по простиранию, м;
m_г- горизонтальная мощность рудного тела, м;
m- нормальная мощность рудного тела, м;
α – угол падения рудного тела, град;
h_г- среднее годовое понижение горных работ по всей площади рудного тела, м/год принимаем по таблице 1;
γ- плотность руды, т/м3;
K_1- поправочный коэффициент к величине годового понижения в зависимости от угла падения рудного тела принимаем по таблице 2;
K_2- поправочный коэффициент к величине годового понижения в зависимости от мощности рудного тела принимаем по таблице 3;
P- коэффициент потерь полезного ископаемого, доли ед.;
K_3- поправочный коэффициент в зависимости от применяемых систем разработки принимаем по таблице 4;
K_4- поправочный коэффициент в зависимости одновременно отрабатываемых этажей принимаем по таблице 5;
R- коэффициент разубоживания руды, доли ед.
Таблица 1 – Среднегодовое понижение уровня выемки в зависимости от средней горизонтальной рудной площади этажа
S_г, тыс. м2 < 5,0 5,0 – 12,0 12,0 – 25,0 > 25,0
v, м/год 30,0 30,0 – 25,0 25,0 – 22,0 15,0
Таблица 2 – Поправочный коэффициент к величине годового понижения в зависимости от угла падения рудного тела
α, град 30,0 45,0 60,0 85 90,0
K_1 0,8 0,9 1,0 1,1 1,2
Таблица 3 – Поправочный коэффициент к величине годового понижения в зависимости от нормальной мощности рудного тела
m, град < 3,0 3,0 – 5,0 5,0 – 15,0 15,0 – 25,0 > 25,0
K_2 1,3 1,2 1,0 0,8 0,6
Таблица 4 – Поправочный коэффициент в зависимости от применяемых систем разработки
Система разработки K_3
С открытым выработанным пространством без выемки целиков 1,0
С открытым выработанным пространством с выемкой целиков 1,0
С магазинированием руды 1,0
С креплением 0,9
С закладкой выработанного пространства 0,8
Со слоевым обрушением 0,8
С этажным обрушением 1,0
С подэтажным обрушением 1,0
Таблица 5 – Поправочный коэффициент в зависимости одновременно отрабатываемых этажей
N_э 1 2 >3
K_4 1,0 1,2 – 1,5 1,5 – 1,7
Определяем годовую производительность по руде,
A_р=30,0∙1,1∙1,0∙1,0∙1,0∙5000∙3,2∙((1-0,03))/((1-0,2) )=528000*1,21=640200 т/год.
Округлим до A_р=640 000 т/год.
2. Годовая производительность рудника по породе,
A_п=A_р∙15%=640000 ∙0,15=96 000 т/год,
где 15% – принимаем количество выдаваемой породы за год, т/год
3. Годовая производительность рудника по горной массе,
A_(г.м.)=A_р+A_п=640 000 +96 000=736 000 т/год.
4. Определяем срок службы рудника при его годовой производительности по руде ,
T=(A_бал ∙ (1-P))/(A_р ∙ (1-R) )=(5 600 000 ∙ (1-0,03) )/(640 000 ∙ (1-0,2) )=(5432000 )/512000 10,6 лет,
Срок отработки рудного тела составит 11 лет.
5. Режим работы рудника:
– число рабочих дней в году, N= 350,0;
– метод работы – вахтовый;
– количество смен в сутки, n_см=2,0;
– количество часов в смене – 12,0;
6. Определяем сменную производительность рудника по руде,
A_(см.р.)=A_р/(N ∙〖 n〗_см )=(640 000 )/(350,0 ∙ 2,0)=914,2 т/см.
7. Определяем сменную производительность рудника по породе,
A_(см.п.)=A_п/(N ∙〖 n〗_см )=96000/(350,0 ∙ 2,0)=128 т/см.
8. Производительность рудника в смену по горной массе,
A_(см.гор.массы)=A_(см.р.)+A_(см.п.)=914,2 +128=1042,2 т/см.