Міністерство освіти і науки, молоді та спорту України

Криворізький технічний університет

Кафедра підземної розробки родовищ корисних копалин

Курсовий проект

Розрахунково-пояснювальна записка до курсового проекту

з дисциплін:

„Проектування рудників та САПР”,

„Проектування гірничих підприємств”

Виконав:

ст. гр. ЗГІП-06-2

Прохорович А. В.

Перевірив:

Ступнік М. І.

Кривий Ріг

2011

Зміст

стор.

Розділ 1. Загальна оцінка запасів родовища.	3
Розділ 2. Обґрунтування оптимального бортового вмісту металу.	10
Розділ 3. Визначення максимальної глибини кар'єру і верхньої межі підземних гірничих робіт.	17
Розділ 4. Обґрунтування проектної потужності та терміну служби шахти.	23
Розділ 5. Встановлення річної продуктивності шахти по гірничим можливостям.	30
Розділ 6. Розробка схеми розкриття родовища.	32
Розділ 7. Розробка календарного плану будівництва рудника.	34
Розділ 8. Загальна організація роботи шахти.	35
Перелік використаної літератури.	37
Додатки: Схема розкриття родовища Календарний план

РОЗДІЛ 1. ЗАГАЛЬНА ОЦІНКА ЗАПАСІВ РОДОВИЩА

Вихідні дані:

Корисний компонент: Мо

Довжина покладу L_пр = 780м

Висота покладу за падінням H_пад 830м

Верхня межа діапазону очікуваної величини бортового вмісту складає С_бв = 0,19%, нижня межа С_бн = 0,03%.

Результати геологічного випробування на вміст молібдену:

№ точки	1	2	3	4	5	6	7	8	9
Вміст, %	0,02	0,07	0,22	0,26	0,33	0,31	0,28	0,12	0,02
Відстань, м	0	5	5	7	7	5	4	4	8

У вихідних даних приведені результати геологічних випробувань рудного масиву. На основі цих даних будуємо у масштабі графічний розподіл вмісту металу в руді по потужності покладу по точкам випробування (Рис. 1.1.).

1.1. Визначимо площу висячого блоку покладу S_в, м²:

.

1.2. Визначимо потужність центральної частини покладу М₀:

М₀ = l_i+1 + l_i+2 +...+ l_i+к , м

Де l_{i+1 ,} l_і+2 – відстані між точками випробовування і та і+1, і+1 та і+2 в центральній, найбільш багатій частині покладу.

М₀ = 7+7+5+4 = 23м.

1.3. Визначимо середній вміст корисного компоненту в центральній частині покладу з вмістом молібдену в точках випробовування вище верхньої межі діапазону бортового вмісту молібдену:

Де С_і, С_і+1, С_і+2, С_ц, С_к – вміст молібдену в точках випробовування і, і+1, і+2, ц, к в центральній, найбільш багатій частині покладу, %;

ц, к – кількість відповідно міжточкових інтервалів та точок випробовування в центральній частині покладу.

.

Рис. 1.1. Графік розподілу вмісту металу в руді по потужності покладу.

1.4. Для визначення виймальної потужності покладу М_і при даному значенні бортового вмісту молібдену застосуємо розрахунковий спосіб, так як графічний є менш точним і базується на безпосередньому вимірюванні відстані між крайніми точками графіку розподілу вмісту молібдену по потужності (Рис. 1.1.).

Розрахунковий спосіб є більш складним але точнішим:

де М_і+1 – виймальна потужність попередньої дільниці, м; m_в, m_л – приріст виймальної потужності на і-й дільниці відповідно з висячого и лежачого боків покладу, м.

Приріст виймальної потужності на основі подібності прямокутних трикутників визначаємо з формул:

;

.

Де, С_Бі – бортовий вміст металу тієї дільниці покладу, для якої підраховують запаси руди, %;

С_Бі+1 – бортовий вміст металу попередньої дільниці покладу, %;

С_к, С_к-1, С_m, C_m-1 – вміст металу в точках випробовування, %;

L_B, L_Л – відстань між точками випробування, м.

- для бортового вмісту молібдену С_бв = С_б8 = 0,19%:

М₈ = М₀ + m₈ + m`₈, м.

М₈ = 23 + 1 + 2.25 = 26.25м.

,

,

- для бортового вмісту молібдену С_б7 = 0,17%:

М₇ = М₈ + m₇ + m`₇, м.

М₇ = 26,25 + 0.67 + 0.5 = 27.42 м.

,

,

- для бортового вмісту молібдену С_б6 = 0,145%:

М₆ = М₇ + m₆ + m`₆, м.

М₆ = 27,42 + 0.83 + 0.63 = 28.88 м.

,

,

- для бортового вмісту молібдену С_б5 = 0,12%:

М₅ = М₆ + m₅ + m`₅, м.

М₅ = 28.88 + 0.83 + 0.63 = 30.33 м.

,

,

- для бортового вмісту молібдену С_б4 = 0,095%:

М₄ = М₅ + m₄ + m`₄, м.

М₄ = 30.33 + 0.83 + 2 = 33.17 м.

,

,

- для бортового вмісту молібдену С_б3 = 0,07%:

М₃ = М₄ + m₃ + m`₃, м.

М₃ = 33.17 + 0.83 + 2 = 36 м.

,

,

- для бортового вмісту молібдену С_б2 = 0,05%:

М₂ = М₃ + m₂ + m`₂, м.

М₂ = 36 + 2 +1.6 = 39.6 м.

,

,

- для бортового вмісту молібдену С_б1 = 0,03%:

М₁ = М₂ + m₁ + m`₁, м.

М₁ = 39.6 + 2 + 1.6 = 43.2м.

,

,

1.5. Визначимо середній вміст металу в руді С_рі для даного бортового вмісту С_бі за формулою:

де С_ср.і – середній вміст корисного компоненту на і-й дільниці покладу, %;

m_i – потужність дільниці рудного покладу, м;

М_і – виймальна потужність покладу для даного бортового вмісту, м.

;;

;

;

;

;

;

.

1.6. Розраховуємо об’ємну щільність руди γ_p, за формулою:

γ_pi=y₀+K_y*C_pi, т/м³;

де γ_p – об’ємна щільність руди для нульового вмісту даного металу, т/м³; К_у – коефіцієнт зміни об’ємної щільності в залежності від типу руди. Для молібденової руди γ₀ = 3,4т/м³; К_у = 2,0.

γ_p8=3,4+2*0,26=3,92 т/м³;

γ_p7=3,4+2*0,254=3,908 т/м³;

γ_p6=3,4+2*0,246=3,892 т/м³;

γ_p5=3,4+2*0,24=3,88 т/м³;

γ_p4=3,4+2*0,22=3,84 т/м³;

γ_p3=3,4+2*0,21=3,81 т/м³;

γ_p2=3,4+2*0,19=3,78 т/м³;

γ_p1=3,4+2*0,18=3,75 т/м³;

1.7. Визначаємо запаси руди при заданому значенні бортового вмісту металу по формулі:

Б_i=S_в*M_i*γ_pi, млн. т.

Б₈=S_в*M₈*γ_p8 = 647400*26.25*0.000003954= 66.63млн. т.

Б₇=S_в*M₇*γ_p7 = 647400*27.42*0.000003946= 69.36млн. т.

Б₆=S_в*M₆*γ_p6 = 647400*28.88*0.000003934= 72.75млн. т.

Б₅=S_в*M₅*γ_p5 = 647400*30.33*0.00000392= 76.11млн. т.

Б₄=S_в*M₄*γ_p4 = 647400*33.17*0.000003894= 82.49млн. т.

Б₃=S_в*M₃*γ_p3 = 647400*36.0*0.000003868= 88.85млн. т.

Б₂=S_в*M₂*γ_p2 = 647400*39.6*0.000003838= 96.95млн. т.

Б₁=S_в*M₁*γ_p1 = 647400*43.20*0.000003808= 105.0млн. т.

1.8. Результати розрахунків зводимо у таблицю.

Таблиця 1.1.