Выбор и обоснование схемы вскрытия и системы разработки месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

Открытый способ разработки месторождений полезных ископаемых является наиболее производительным, экономичным и безопасным по отношению к подземному способу. Современное мощное горно-транспортное оборудование позволяет вести открытую разработку на глубинах более 600 м.

К основным периодам освоения месторождения относятся: геолого-разведочные работы и подсчёт запасов; разработка проектной и рабочей документации; подготовка месторождения к эксплуатации; вскрытие месторождения и развитие горных работ до проектной производительности; период эксплуатации при заданной производительности; реконструкция; период затухания горных работ.

Одним из важных этапов освоения месторождения является его вскрытие, т.е выполнение комплекса горных работ с целью обеспечения грузо-транспортной связи рабочих горизонтов с поверхностью и создания первоначального фронта вскрышных и добычных работ. От правильно выбранного места заложения вскрывающих выработок, их конструкции и параметров зависит эффективность разработки всего месторождения.

Целью настоящего курсового проекта является систематизация и закрепление знаний по общепрофессиональным и специальным дисциплинам, углубленное изучение основных терминов, понятий, производственных процессов и технологических схем вскрытия месторождения и получение навыков самостоятельного решения поставленных задач.

При выполнении курсового проекта решаются следующие производственно-технические задачи:

- обоснование системы разработки месторождения

- подсчёт запасов горной массы, пород вскрыши и полезного ископаемого в конечных контурах карьера;

- обоснование режима работы предприятия и производственной мощности;

- выбор способа вскрытия, определение параметров траншей и расчёт объёмов горно-капитальных работ;

Проектные технические и технологические решения в работе приняты на основании исходных данных, фактических результатов деятельности горно-добывающих предприятий Забайкалья и рекомендуемых в учебной и справочной литературе методик расчётов параметров горных выработок и технологических процессов. Технологический комплекс открытых горных работ сформирован с учётом параметров месторождения, физико-механических свойств горных пород и включает высокопроизводительное буровое, выемочное и транспортное оборудование.

месторождение горный ископаемое карьер



1 КРАТКАЯ ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ И ГОРНО-ТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

1.1 Параметры месторождения

В соответствии с исходными параметрами данное месторождение можно отнести к пластовому, поверхностного типа, наклонного залегания с мощной залежью, однородного строения и равномерным распределением по качеству полезного ископаемого. Мощность покрывающих пород на выходе пласта под наносы составляет 20 м. Мощность рудного тела задана в размере 60 м. Угол падения залежи равен 18^о. Месторождение отрабатывается карьерам размеры поверху которого определены заданием на курсовое проектирование и составляют 2000Ч750 м. Вскрыша представлена крепкими песчаными породами с коэффициентом крепости по шкале профессора Протодьяконова, равным 8. В качестве основных пород вскрыши будем рассматривать крепкие песчаники, имеющие пределы прочности на сжатие у_сж=60 МПа, на сдвиг у_сдв=22 МПа, на растяжение у_раст=12. Полезным ископаемым является железосодержащая руда, характеризующаяся высоким содержанием железа (54…69%) и низким содержанием серы и фосфора. Плотность пород вскрыши в среднем составляет 2,7 т/м³, полезного ископаемого - 3,5 т/м³.

1.2 Подсчёт запасов полезного ископаемого и объёмов вскрышных пород в граничных контурах карьера

Объём запасов полезного ископаемого в конечных контурах карьера определим по формуле

(1)



где S₁ - площадь поперечного сечения рудной залежи, м²;

L - длина карьера на середине его глубины, м;

т.к. поперечное сечение залежи имеет форму параллелограмма, то его площадь определим по формуле

S₁ ? a Ч h, (2)

где a - сторона параллелограмма, м;

h - высота проведённая к стороне a;

S₁ ? 191,1Ч 100 ? 19110 м²

м³.

или при плотности руды 3,5 т/м³

т.

Определим объём пустых пород в конечных контурах карьера

(3)

где S₂ - площадь пустых пород в поперечном сечении карьера, м²;

т.к. в поперечном сечении пустые породы представляют собой фигуру неправильной геометрической формы, площадь их сечения определим как сумму простых, слагающих её фигур (см. рис.1).

м³

Рассчитаем объёмы горной массы в конечных контурах карьера

(4)

где V_в - объём пустых пород, млн.м³;

V_пи - объём полезного ископаемого, млн.м³;

млн.м³.

Определим значение среднего коэффициента вскрыши

(5)

где к_ср - средний коэффициент вскрыши, м³/м³

м³/м³.

или при плотности руды 3,5 т/м³

м³/т.

Поперечное сечение карьера и схема к определению площадей представлены на рисунке 1.

м²;

;

м²; м²; м². м².

Рис. 1 Поперечное сечение карьера. Схема к определению площади поперечных сечений пустых пород и полезного ископаемого

2 ОБОСНОВАНИЕ СПОСОБА РАЗРАБОТКИ И ПАРАМЕТРОВ КАРЬЕРА

Разработка месторождений полезных ископаемых, расположенных в недрах земной поверхности, осуществляется открытым, подземным или комбинированным способами. На выбор способа разработки оказывают влияние следующие факторы:

- глубина залегания, форма и размеры рудного тела;

- величина запасов месторождения;

- физико-механические свойства горных пород, определяющих их устойчивость;

- рельеф дневной поверхности месторождения;

- извлекаемая ценность добываемого полезного ископаемого.

Окончательное решение по выбору способа разработки принимается на основании расчётов технической возможности и экономической эффективности добычи.

2.1 Обоснование способа разработки месторождения

С учётом исходных данных по условию залегания рудной залежи и результатов подсчётов запасов месторождения в качестве основного способа разработки рекомендуется открытый способ. Обоснованность данного решения подтверждается следующими факторами.

1. рудная залежь имеет большую мощность, равную 60 м, и выходит близко к дневной поверхности.

2. Размеры залежи по падению и простиранию и равнинный рельеф поверхности дают возможность строительства карьера больших геометрических размеров и применить мощное горно-транспортное оборудование.

3. Запасы полезного ископаемого в конечных контурах карьера определены в объёме 120,4 млн. т и обеспечивают длительную эксплуатацию месторождения при высокой производственной мощности предприятия.

4. Маленькая глубина залегания рудного тела в местах выхода под наносы значительно снижает объёмы и стоимость горно-капитальных работ и позволяет осуществить строительство карьера в кратчайшие сроки.

Таким образом, в качестве основного способа разработки заданного месторождения в данном курсовом проекте принимается открытый способ.

2.2 Обоснование параметров карьера

Заданием на курсовое проектирование установлены следующие параметры карьера:

- конечная глубина карьера - 120 м;

- размеры карьера поверху 2000Ч750 м.

Длинна залежи, попадающая в разработку и расположенная в конечных контурах карьера составляет 1800 м. Размеры дна карьера определяются размерами разрабатываемой залежи, длинна и ширина которой равны соответственно 1600 м и 191,1 м.

Величина устойчивых углов откосов вскрышных и добычных уступов обосновывается с учётом физико-механических свойств горных пород и принята по аналогии с действующими предприятиями:

- угол откоса рабочего вскрышного уступа - 65^о;

- угол откоса нерабочего вскрышного уступа - 50^о;

- угол откоса нерабочего сдвоенного вскрышного уступа - 45^о;

- угол откоса рабочего добычного уступа - 60^о;

- угол откоса нерабочего добычного уступа - 55^о;

- углы откосов внешнего и внутреннего отвалов - 45^о.

Высота рабочих уступов определяется видом применяемого горного оборудования и должна обеспечивать его безопасную работу. В проекте высота рабочих добычных и вскрышных уступов принята в размере 12 м. При погашении бортов карьера уступы сдваиваются и высота нерабочих уступов достигает 24 м. На нерабочих бортах карьера на каждом уступе устраиваются транспортные бермы шириной 20 м. Рассчитаем угол откоса нерабочего борта карьера со стороны висячего бока (рис. 1)

(6)

где Н_k - конечная глубина карьера, м;

n_в - число уступов на нерабочем борту карьера;

n - число транспортных берм;

- ширина транспортной бермы, м;

- высота сдвоенного вскрышного уступа, м;

- угол откоса нерабочих вскрышных уступов, град.

град.

Со стороны лежачего бока угол откоса борта карьера принимается равным углу падения рудной залежи в размере 18 град.

2.3 Режим работы и производственная мощность предприятия

Режим работы горнодобывающих предприятий определяется с учётом следующих факторов:

- климатических условий района разработки;

- наличия в составе предприятия обогатительной фабрики;

- режима работы предприятий, являющихся потребителями данного вида сырья;

- зависимости безопасности жизнедеятельности населения и ритмичности работы других предприятий;

- обеспечения выполнения годовой производственной программы.

С учётом сказанного принимается следующий режим работы на основных производственных процессах (вскрыша, добыча, буровзрывные работы, отвалообразование, карьерный транспорт):

- количество рабочих дней в году - 355;

- работа без выходных и праздничных дней;

- количество рабочих смен в сутки - 2;

- продолжительность рабочей смены - 12 ч.

Режим работы на вспомогательных процессах принят в следующих параметрах:

- количество рабочих дней в году - 242 (выходных дней - 114, праздничных - 9);

- рабочая неделя прерывная с двумя выходными днями;

- количество рабочих смен в сутки - 2;

- продолжительность рабочей смены - 8 ч.

Календарный фонд рабочего времени по типам оборудования, с учётом простоев в плановых и неплановых ремонтах, принят по данным горнодобывающих предприятий Забайкалья и составляет:

- вскрышные и добычные экскаваторы - 260 дней;

- буровые станки - 240 дней;

- подвижной состав автомобильного транспорта - 240 дней;

Годовая производственная мощность предприятия определена заданием на курсовое проектирование в размере 1,2 млн.м³, при этом условии срок отработки месторождения карьером составит:

, (7)

где V_пи - запасы полезного ископаемого, млн.м³;

П_пи - годовая производственная мощность предприятия по полезному ископаемому, млн.м³/год;

лет.

В данных условиях годовая производительность карьера по вскрыше составит

млн.м³. (8)

где к_ср - средний коэффициент вскрыши, м³/м³

Определим годовую производительность карьера по горной массе

млн.м³. (9)

2.4 Обоснование технологического комплекса открытых горных работ

В соответствии с параметрами месторождения и горно-геологической характеристикой пород вскрыши и полезного ископаемого предлагаются следующие технические решения.

Породы вскрыши разрабатываются по транспортной схеме, подготовка пород к выемке осуществляется буровзрывным способом. Бурение взрывных скважин производится станками шарошечного бурения СБШ-250МН. Выемка пород выполняется карьерными механическими лопатами ЭКГ-8И с погрузкой в автосамосвалы грузоподъёмностью 110 тонн. Складирование пород вскрыши в момент строительства и эксплуатации карьера осуществляется во внешние бульдозерные отвалы.

Полезное ископаемое разрабатывается экскаваторами ЭКГ-8И с погрузкой в автосамосвалы грузоподъёмностью 110 т и дальнейшим транспортированием на обогатительную фабрику.

3 ВСКРЫТИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ И РАБОЧИХ ГОРИЗОНТОВ КАРЬЕРА

Под вскрытием месторождения понимают выполнение горных и строительных работ по созданию на карьере комплекса капитальных и временных траншей и съездов, а также других горных выработок и сооружений, обеспечивающих грузотранспортную связь между рабочими горизонтами в карьере и приёмными пунктами на поверхности. Вскрытие осуществляется как при строительстве карьера, так и при его эксплуатации в случае понижения горных работ на новые горизонты.

При строительстве карьера вскрытие осуществляется путём проведения горно-капитальных и строительных работ, в процессе выполнения которых удаляется первоначальная вскрыша и создаётся доступ к полезному ископаемому, проводятся капитальные и разрезные траншеи или другие виды горных выработок и сооружений, создаётся система транспортных коммуникаций.

3.1 Обоснование способа вскрытия месторождения

Способ вскрытия - это комплекс вскрывающих горных выработок и сооружений на карьере, характеризуемый их структурой, конструкцией, количеством, пространственным положением и динамичностью.

При правильно выбранном способе вскрытия должны быть обеспечены минимальные значения дальности транспортирования пустых пород и полезного ископаемого, объёмы горно-капитальных работ и сроки строительства карьера, объёмы вскрыши в первоначальный период эксплуатации.

С учётом продольной системы разработки для заданных параметров месторождения в качестве возможных способов его вскрытия могут быть рассмотрены два варианта:

1) вскрытие двумя внешними траншеями флангового заложения;

2) вскрытие внешней центральной траншеей;

Основным преимуществом первого варианта вскрытия является уменьшение расстояния транспортирования пород вскрыши и полезного ископаемого в независимости от положения горных работ внутри контуров карьера. Это особенно важно, когда конечные контуры карьера могут быть пересмотрены в результате изменившейся экономической ситуации или доразведки месторождения. Недостатком данного способа являются большие объёмы горно-капитальных работ.

Большим достоинством второго варианта вскрытия по отношению к первому является снижение объёмов горно-капитальных работ. Это даёт возможность снизить сроки строительства карьера и значительно уменьшить капитальные затраты.

С учётом больших объёмов запасов полезного ископаемого, значительной мощности залежи и условий её залегания, применения автомобильного транспорта и длительного срока эксплуатации карьера в определённых границах предпочтительным следует считать второй вариант, который и принимается к проектированию. Более точное обоснование варианта вскрытия может быть выполнено по результатам сравнения экономических показателей.

3.2 Обоснование параметров траншей

Внешней капитальной траншеей производим вскрытие трёх уступов, двух вскрышных высотой по 10 м и одного добычного высотой 12 м. При этом общая глубина погружения траншеи составит 32 м.

Уклон траншеи (i_т) определяется применяемым видом карьерного транспорта и, для автомобильного транспорта он составляет 80‰.

Определим длину внешней капитальной траншеи

м. (10)

где L_т - длина внешней капитальной траншеи, м.

Ширину дна траншеи определим из условия устройства в ней двух полосной автомобильной дороги, обочин и водоотводных кюветов. (рис.2)

В_т=b_а+2Чb_о+2Чb_к., (11)

где: b_а - ширина автодороги;

b_о - ширина обочины;

b_к - ширина кювета поверху;

В_т=12+2Ч2+2Ч1=18 м.

М 1:150

Рис. 2. Схема устройства дна траншеи

Проверим ширину дна траншеи на условие возможности размещения экскаватора при её проведении

В_т=2R_к + 2e, (12)

где: R_к - радиус вращения кузова экскаватора;

e - безопасное расстояние между экскаватором и бортом траншеи;

В_т= 2Ч7,78 + 2Ч1=17,6 м.

17,6 < 18

На транспортных бермах размещаются водоотводной лоток, автодорога, обочины и предохранительный вал устраиваемый на берме безопасности (рис. 3)

В_н=b_л+ b_а+2Чb_о+с, (13)

где: b_л=1,5 м - ширина водоотводного лотка поверху;

b_а=12 м - ширина автодороги;

b_о=2 м - ширина обочины;

с=3 м - ширина бермы безопасности.

В_н=1+12_.+2Ч2+3=20 м.

М 1:150

Рис. 3. Схема устройства транспортной бермы



Ширину траншей поверху определим графическим методом:

М 1:1000

Рис. 4. Схема к определению ширины траншеи поверху.

Рассчитаем объём внешней капитальной траншеи:

V_к=(В_н+В_в)Н_т²/(4i); (14)

где B_т - ширина дна траншеи, м;

B_в - ширина траншеи поверху, м;

H_т - глубина погружения траншеи, м;

i =0,08 - уклон траншеи, доли ед.

V_к=(18+150,6)32²/(4Ч0,08)=539,5 тыс.м³.

3.3 Расчёт объёмов горно-капитальных работ

Объём горно-капитальных работ за весь период строительства складывается из объёма капитальной траншеи, разрезной траншеи на нижнем горизонте и объёмов горной массы, которые подлежат выемке на верхних горизонтах в период строительства карьера.

Определим объём разрезной траншеи на горизонте - 32 м по формуле

V_р=(В_т+В_в)Н_уL/2, (15)



где L=1906 м - длина разрезной траншеи на горизонте - 32 м.

V_р=(18+38,14)12*1906/2=642,02 тыс.м³.

Определим объём карьера на момент окончания его строительства

Таблица 1

Номер горизонта	Высотная отметка, м	Размеры карьера на горизонте	Площадь поверхности, м2	Высота уступа на горизонте, м	Объём ГКР, тыс.м3
		Длина	Ширина
1	- 5	1991,6	189,4	377 209,4	10	3772,1
2	- 15	1934,8	108,1	209 151,9	10	2091,5
?						5863,6

Схема карьера на конец строительства приведена на листе 1.

Определим объём горно-капитальных работ на момент завершения строительства карьера

тыс.м³ (16)

С учётом большого объёма горно-капитальных работ для строительства карьера и его эксплуатации в начальный период принимаем три экскаватора ЭКГ-8И. Срок строительства карьера будет равен

год. (17)

где Q_год - годовая производительность экскаватора, тыс.м³;

N_э - количество экскаваторов;

k_с - коэффициент, учитывающий снижение производительности экскаваторов при работе в траншейных забоях.



3.4 Вскрытие рабочих горизонтов

Вскрытие рабочих горизонтов осуществляется внутренними скользящими съездами, для чего на нижний горизонт проходится съезд и устраивается разрезная траншея.

Определим объём съезда

тыс.м³ (18)

где H_у - высота уступа, м;

a - угол откоса борта съезда, град;

i - руководящий уклон, доли еденицы.

Проведение съезда осуществляем экскаватором ЭКГ-8И. Время проведения съезда составит

сут. (19)

где Q_cут - суточная производительность экскаватора, м³/сут.

Определим объём разрезной траншеи

тыс.м³ (20)

где L -длина разрезной траншеи, м.

Проведение разрезной траншеи осуществляем двумя экскаваторами ЭКГ-8И, работающими в направлении от съезда к бортам карьера. Время проведения разрезной траншеи будет равно

сут. (21)

Общее время подготовки нового рабочего горизонта составит

сут. (22)

По мере удаления горных работ скользящие съезды размещаются на нерабочих боковых бортах карьера.



4. СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

4.1 Выбор и обоснование системы разработки. Расчёт параметров

Система разработки - это порядок формирования рабочей зоны карьера в пространстве и времени, характеризующаяся соразмерным развитием горных работ на уступах, формой забоев и направлением их подвигания.

Угол падения рудного тела составляет 18^о, что не позволяет применить сплошную систему разработки со складированием вскрышных пород в выработанное пространство. Размеры рудной залежи определяют порядок вскрытия и отработки месторождения. Проведение вскрывающих выработок и развитие фронта горных работ, как правило, производится на участке выхода полезного ископаемого под наносы. Таким образом на данном месторождении возможно развитие горных работ в одном направлении по всему простиранию рудного тела продольными заходками. Выполнение горно-капитальных работ при вскрытие месторождения и рабочих горизонтов возможно по рудному телу, что обеспечивает получение дополнительных средств на развитие горных работ в период строительства карьера.

С учётом выше сказанного в данном курсовом проекте по классификации профессора В.В. Ржевского принимается система разработки продольными заходками с углубкой карьера.

Определим ширину заходки экскаватора ЭКГ-8И

(23)

где - максимальный радиус капания экскаватора, м;

Рассчитаем ширину рабочей площадки

м; (24)

где Шв - ширина рабочей площадки на вскрышном уступе, м;

Х - ширина развала взорванной горной породы, м;

- на вскрышном уступе

м;

- на добычном уступе

м;

Усредним ширину рабочих площадок на вскрышных и добычных уступах и принимаем её в размере 45 м.

4.2 Выемочно-погрузочные работы

В качестве основного выемочно-погрузочного оборудования на вскрышных и добычных работах в данном проекте принят экскаватор типа прямая механическая лопата марки ЭКГ-8И.

4.2.1 Расчёт производительности экскаватора

Определим производительность экскаватора ЭКГ-8И

- сменная производительность

; (25)

где: Q_см - сменная производительность экскаватора, т/см;

Е - ёмкость ковша экскаватора, м³;

t_ц - время цикла экскаватора; с;

к_н - коэффициент наполнения ковша породой;

к_р - коэффициент разрыхления породы в ковше;

Т_см - продолжительность смены;

к_и - коэффициент использования сменного времени;

к_з, к_у, к_г - коэффициенты снижения производительности экскаватора, учитывающие параметры забоя, качество управления машиной, условия выемки пород (влажность, глубину открытых горных работ и т.д.).

- среднечасовая эксплутационная производительность

(26)

где Qч - среднечасовая производительность, м³/ч.

- суточная производительность

м³/сут, (27)

где - суточная производительность экскаватора, м³/сут;

Nсм- число рабочих смен в сутки;

- годовая производительность

м³/год; (28)

где Q_год - годовая производительность экскаватора, м³/год;

Т_раб - число дней работы экскаватора в течение года.

Определим требуемое количество экскаваторов для выполнения годового объёма работ предприятием по горной массе:

(29)



4.3 Карьерный транспорт

Исходя из принятой системы разработки транспортированию подлежат вскрышные породы и руда. Породы вскрыши после выемки и погрузки доставляются карьерными автосамосвалами на внешний отвал. Руда из забоя автосамосвалами доставляется на обогатительную фабрику.

Определим тип и марку автосамосвала по соотношению объема кузова и ёмкости ковша экскаватора по формуле

V_к = (4 ч 6)•Е, (30)

где Е - емкость ковша экскаватора.

V_к = 5Ч8 = 40 м³

Исходя из этого, для транспортирования пород вскрыши и руды принимаем автосамосвал БелАЗ-7519 грузоподъемностью 110 т и геометрической ёмкостью кузова 41 м³.

Определим количество ковшей экскаватора, необходимое для погрузки автосамосвала

N_к = V_к/Ек_н, (31)

где V_к - объём кузова автосамосвала, м³;

Е - ёмкость ковша экскаватора, м³;

к_н - коэффициент наполнения ковша породой;

N_к =41/(8Ч0,9) = 6 шт.

Определим массу породы в кузове автосамосвала

M_п=V_к к_нг_п/к_р, (32)

где к_н - коэффициент наполнения кузова автосамосвала;

г_п - плотность породы, т/м³;

m_п=41Ч1Ч2,7/1,35 = 82 т.

Проверим массу погружаемой породы на грузоподъёмность автосамосвала

m_п < Ф

где Ф - грузоподъёмность автосамосвала, т.

82 < 110

Аналогично выполним проверку грузоподъёмности для транспорта руды

m_р=41Ч1Ч3,5/1,35 = 106 т.

106 < 110

Данный автосамосвал полностью соответствует необходимым требованиям транспортирования как руды, так и пород вскрыши, т.к наиболее полно используется вместимость кузова, а его грузоподъёмность превышает массу породы при полной загрузке.

Рассчитаем время погрузки автосамосвала

(33)

где t_ц - время цикла экскаватора, с;

n_к - количество ковшей экскаватора разгружаемых в кузов автосамосвала, шт.

мин.

Определим время движения автосамосвала при среднем расстоянии транспортирования 3,5 км по формуле

(34)



где L_тр - длинна транспортирования, км;

х_гх - скорость гружёного автосамосвала, км/ч;

х_хх - скорость холостого хода автосамосвала, км/ч.

мин.

Определим время рейса автосамосвала по формуле

(35)

где t_п t_р t_дв t_м - время соответственно погрузки, разгрузки, движения и маневровых операций, мин.

мин.

Определим число рейсов автомобиля в смену по формуле

(36)

где n_р - число рейсов автомобиля в смену;

Т_см - продолжительность смены, ч;

k_см - коэффициент использования сменного времени;

Т_р - время рейса автосамосвала, мин.

рейс.

Сменная производительность автосамосвала составит

(37)

где q - грузоподъёмность автосамосвала, т;

k_q - коэффициент использования грузоподъёмности;

n_р - число рейсов автомобиля в смену.

- вскрыша

т.

- руда

т.

Определим годовую производительность автосамосвала по формуле

(38)

где Q_см - сменная производительность автосамосвала, т;

N_см - число рабочих смен в сутки;

Т_раб - количество рабочих дней в течение года.

- вскрыша

991 тыс. т.

Или при плотности пород вскрыши 2,7 т/м³

991/2,7=367 тыс.м³

- руда

1 220 тыс. т.

Или при плотности руды 3,5 т/м³

1 220/3,5=348,6 тыс.м³

Определим необходимое количество автосамосвалов для выполнения годового объёма работ по транспортной вскрыше

N_ав = П_в / Q_год, (39)

где П_в - годовая производительность карьера вскрыше, тыс.м³;

Q_год - годовая производительность автосамосвала, тыс.м³.

N_ав = 2 400 / 367 ?7 шт.

Определим необходимое количество автосамосвалов для выполнения годового объёма работ по транспортированию руды

N_ар = 1 200 / 348,6 ? 3 шт.

Определим инвентарный парк автосамосвалов по формуле

N_иа = 1,3?N_а, (40)

где ?N_а - суммарное количество автосамосвалов необходимых для транспортирования пород вскрыши и полезного ископаемого

N_иа = 1,3Ч10 ? 13 шт.

4.4 Отвалообразование

В соответствии с принятой в проекте системой разработки месторождения породы вскрыши будут доставляться автомобильным транспортом и складироваться во внешний бульдозерный отвал. Общий объём вскрышных пород, предполагаемый к складированию в отвал, составляет 68 млн.м³. Отвал планируется отсыпать в два яруса высотой по 60 м с оставлением берм между ними шириной 20 м. Угол откоса отвального яруса составит 35^о, генеральный угол откоса овала 32^о. Доставка пород вскрыши во внешний отвал будет осуществляться карьерными автосамосвалами БелАЗ-7519 грузоподъёмностью 110 т. Разгрузка автосамосвала производится непосредственно на верхнюю часть разгрузочной площадки с последующим складированием пород при помощи бульдозера Т-500 (рис. 5).

Отвал условно разбиваем на 2 сектора. В первом секторе производится разгрузка автосамосвалов, во втором - складирование пород, планировка поверхности отвала, формирование предохранительного породного вала. Схема движения автосамосвалов по отвалу принимается веерной.

С целью обеспечения устойчивости отвала верхняя площадка яруса устраивается под наклоном 2^о к горизонту для сбора и стока поверхностных вод, которые отводятся за пределы отвала по сточным канавам.

Определим площадь поверхности необходимую для размещения отвала по формуле

Га; (41)

где V_в - объём пород складируемых в отвал, м³;

к_р =1,15ч1,4 - коэффициент разрыхления пород в отвале;

n₁ =0,4ч0,6 - коэффициент занимания площади вторым ярусом;

h₁,h₂ - высота соответственно 1-го и второго яруса, м;

Рис. 5. Схема отвалообразования

n₁=0,4ч0,8 - коэффициент заполнения площади вторым ярусом.

8,03 Га.

4.4.1 Расчёт производительности бульдозера

Работа бульдозера на отвале заключается в складировании пород вскрыши, планировке поверхности отвала, формировании предохранительного породного вала, устройстве автомобильных подъездов и дорог.

Определим время цикла бульдозера

(42)

где L_н - расстояние набора породы бульдозером, м;

L_г - расстояние на которое перемещается порода, м;

х_н - скорость движения бульдозера при наборе породы, м/с;

х_г и х_п - установленная скорость хода соответственно гружёного и порожнего бульдозера, м/с;

t_п - время на переключение скорости, с.

с.

Определим объём призмы волочения перемещаемой бульдозером

(43)

где h_о и l - соответственно высота и длинна отвала бульдозера, м;

a - угол откоса развала, град.

м³.

Определим сменную производительность бульдозера по формуле

(44)

где Т_ц - время цикла бульдозера, с;

Т_см - продолжительность смены, ч;

V - объём призмы волочения, м³;

k_в - коэффициент использования машины во времени в смену;

k_р - коэффициент разрыхления породы.

м³/см.

Годовая производительность бульдозера составит

(45)

где Q_см - сменная производительность бульдозера, м³/см;

n - количество рабочих смен в сутки;

N - количество рабочих дней в течении года.

3 654 040 м³/год.

Необходимое количество бульдозеров составит

(46)

где П_в - годовая производительность карьера по вскрыше, тыс. м³;

Q_год - годовая производительность бульдозера, тыс.м³.

шт.

Для выполнения требуемых объёмов работ на отвале принимаем один бульдозер Т-500.

4.5 Подготовка горных пород к выемке

Породы вскрыши и руда имеют коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова равный 8, и соответственно не могут разрабатываться без предварительного рыхления. В соответствии с принятой системой разработки, в качестве основного способа подготовки горных пород к выемке в данном курсовом проекте принят буровзрывной.

4.5.1 Бурение взрывных скважин

Определим показатель трудности бурения пород вскрыши и полезного ископаемого

(47)

где Q_сж, Q_сдв - пределы прочности пород на сжатие и сдвиг соответственно, мПа;

y - удельный вес породы, т/м³;

g - ускорение свободного падения м/с²;

- вскрышные породы

- руда

.

В соответствии с классификацией пород по относительному показателю трудности бурения данные породы относятся ко второму классу и являются породами средней трудности бурения.

Определим оптимальный диаметр бурения взрывных скважин:

(48)



где E - ёмкость ковша экскаватора, м³.

В горных породах средней трудности бурения с П_б = 5,1ч10 наиболее рационально использование буровых станков шарошечного бурения. Принимаем ближайший стандартный диаметр скважины 250 мм. По техническим характеристикам этим условиям соответствует буровой станок СБШ-250 МН.

Определим техническую скорость бурения

м/ч (49)

где Р₀ - осевое усилие подачи бурового станка, кН;

d_д - диаметр долота, м;

n - частота вращения долота, с-¹.

Рассчитаем сменную производительность бурового станка по формуле

П_б.см=(Т_см-Т_пз-Т_рп)/(t₀+ t_в), м/см (50)

где Т_см, Т_пз, Т_рп - время продолжительности соответственно смены, подготовительно-заключительных операций и регламентированных перерывов, ч.;

t₀=1/х_б, t_в - время на выполнение основных и вспомогательных операций, ч.

Определим годовую производительность бурового станка

пог.м (51)

где k_и=0,75 - коэффициент использования сменного времени на бурении скважин;

N_см - количество рабочих смен в сутки;

Т_раб - количество дней работы бурового станка в течение года.

Требуемое количество буровых станков для выполнения годового объёма работ определим по формуле

N_б=V_б/(gП_б.г.), шт (52)

где V_б - объём пород требующих буровзрывного рыхления, м³;

g - выход горной массы с 1 погонного метра скважины, м³;

П_б.г. - годовая производительность бурового станка, пог.м/год.

Расчёты технической скорости бурения, производительности бурового станка на вскрыше и добыче и их потребного количества выполним в форме таблицы:

Таблица 2 Расчёт параметров бурового станка СБШ-250 МН

Наименование показателя	Единицы измерения	Породы вскрыши	Руда
uб	м/ч	3,3	2,6
t0	ч	0,3	0,38
Пб.см	м/см	33,3	26,8
Пб.г	м/г	71 928	57 888
Nб	шт	1	1

Для обеспечения бесперебойного бурения взрывных скважин в случае поломки станка в проекте принимаем 4 станка СБШ-250 МН.

4.5.2 Расчёт параметров скважинных зарядов

В качестве основного взрывчатого вещества в проекте принимаем граммонит 79/21

Определим удельный эталонный расход взрывчатого вещества

q_э=0,2Ч(у_сж+у_сдв+у_раст+г*g) г/м³, (53)



где: g=9,8 м/с² - ускорение свободного падения.

- по вскрыше

q_э=0,2Ч(60+22+12+2,7Ч9,8)=24,1 г/м³,

- по руде

q_э=0,2Ч(80+25+14+3,5Ч9,8)=30,7 г/м³,

Породы вскрыши и полезное ископаемое по трудности взрывания относятся ко II категории, т.е являются породами средней трудности взрывания (по классификации профессора В. В. Ржевского).

Определим проектный удельный расход взрывчатого вещества

Q_п=q_эЧК_ввЧК_дЧК_тЧК_сзЧК_vЧК_сп г/м³; (54)

где К_д=0,5/d_ср=0,5/0,3=1,67 - коэффициент степени дробления; d_ср- требуемый средний размер куска взорванной породы, м (d_ср=(0,15-0,2)=0,15*=0,3, м);

К_т=1,16 - коэффициент трещиноватости породного массива;

К_сз=1,2 - коэффициент сосредоточения заряда;

К_v=- коэффициент объёма взрываемой породы (при Н_у?15);

К_сп=8 - коэффициент числа свободных поверхностей (для 2 свободных поверхностей).

- по вскрыше

q_п=24,1Ч1Ч1,67Ч1,16Ч1,2Ч1,08Ч8=484 г/м³,

- по руде

q_п=30,7Ч1Ч1,67Ч1,16Ч1,2Ч1,08Ч8=617 г/м³,

Определим глубину взрывных скважин по формуле

L_скв = Н_у + l_н, м (55)

где Н_у - высота уступа, м;

l_п = (10ч15)d - длина перебура, м;

б - угол наклона скважины к вертикали, град.

L_скв= 12 + 2,5 = 14,5 м.

Определим величину забойки скважин

L_з=20Чd=20Ч0,25=5 м. (56)

Определим длину заряда взрывчатого вещества:

L_вв=L_скв-L_з=14,5-5=9,5 м (57)

Определим вместимость скважины

, кг/п.м (58)

где ? - плотность заряжания (при ручном заряжании ?=0,9 кг/дм³).

D - диаметр скважины, дм.

кг/п.м.

Определим линию наименьшего сопротивления для удовлетворительной проработки уступа

- расчётная СПП

м; (59)

где: К₁=1,2 - коэффициент, зависящий от трудности взрывания породы;

m=0,8 - коэффициент сближения скважин;

- по вскрыше

м.

- по руде

м.

- предельная СПП

м; (60)

где К_в - коэффициент взрываемости породы;

- по вскрыше

м.

- по руде

м.

- безопасная СПП

м; (61)

где б - угол откоса уступа;

С=3 м - ширина бермы безопасности.

- по вскрыше

м.

- по руде

м.

Величина расчётной СПП должна удовлетворять следующему условию:

W_б?W_р?W_п,

8,6?13,5?24,7,

9,9?12?21,7.

Условие выполняется.

Определим расстояние между скважинами в ряду и между рядами скважин

А=b= mW_р, м. (62)

- по вскрыше

а=b= 0,6Ч13,5=8,1?8 м.

- по руде

а=b= 0,6Ч12=7,2?7 м.

Выполним проверку соответствия длины заряда величине заряда в скважине.

1. Рассчитаем объём породы, взрываемой одной скважиной

V=аЧbЧН_у,м³; (63)

- по вскрыше

V=8Ч8Ч12=768 м³.

- по руде

V=7Ч7Ч12=588 м³.

2. Определим выход горной массы с 1 погонного метра скважины

G=V/L_скв,м³; (64)

- по вскрыше

g=768/14,5?53 м³.

- по руде

g=588/14,5? 41 м³.

3. Определим требуемую величину заряда в скважине

Q_з=q_пЧV, кг; (65)

- по вскрыше

Q_з=0,484Ч768?372 кг.

- по руде

Q_з=0,617Ч588?363 кг.

4. Требуемая длина заряда будет составлять

L_зт=Q_з/Р, м; (66)

- по вскрыше

L_зт=372/44,2=8,4 м.

- по руде

L_зт=363/44,2=8,2 м.

Требуемый заряд полностью размещается в скважине, т.к. расчётная длина заряда составляет 9,5 м.

Определим параметры сетки скважин:

1. Определим объём взрываемого блока из условия бесперебойной работы экскаватора в течении 10 дней

м³. (67)

2. Определим длину взрываемого блока

м. (68)



где A - ширина заходки экскаватора, м.

3. Количество скважин в ряду будет составлять

шт; (69)

- по вскрыше

шт.

- по руде

шт.

4. Рассчитаем количество рядов взрывных скважин в блоке

(70)

- по вскрыше

ряда.

- по руде

ряда.

4.5.3 Конструкции зарядов. Схема коммутации взрывной сети

В скважинах располагается сплошной заряд ВВ. Взрывание производим с помощью СИНВ. Капсюль-детонатор СИНВ-С инициирует (подрывает) патроны аммонита 6ЖВ, для чего три патрона обвязываются детонирующим шнуром, промежуточные детонаторы Т-400Г, ТГ-500 и ТГФ-850Э. Замедление второго ряда скважин осуществляем с помощью устройства СИНВ-Ш с интервалом 25 мс.

Конструкции заряда в скважинах приведены на рис. 6.

Масштаб: горизонтальный 1:50; вертикальный 1:250

Рис. 6. Конструкции зарядов взрывных скважин. А - на вскрышном уступе, б - на добычном уступе.

В проекте применяем порядное короткозамедленное взрывание при расположении взрывных скважин по квадратной сетке. Для уменьшения развала породы в первую очередь взрывается второй ряд скважин. Первый ряд скважин взрываются с замедлением 25 мс. Инициирование детонации взрывной сети производим с помощью электродетонатора. Замедление внутрискважинное с помощью устройства СИНВ-Ш с интервалом замедления 25 мс.

Схема коммутации взрывной сети приведена на рис. 7.

4.5.4 Расчёт параметров развала взорванной горной массы

Ширина развала для первого ряда скважин будет равна

В_о=, м; (71)

где К_в - коэффициент, характеризующий взрываемость породы;

К_в - коэффициент учитывающий угол наклона скважин к горизонту.



K_в = 1+0,5sin2(р/2-в) =1+0,5sin2(180/2-60)=1,43; (72)

- по вскрыше

В_о=м.

- по руде

В_о=м.

При двухрядном взрывании с подпорной стенкой полная ширина развала составит

м (73)

где Ш_пс - ширина подпорной стенки, м;

К_р - коэффициент разрыхления породы в подпорной стенки;

n - количество рядов скважин.

- по вскрыше

м

- по руде

м



М 1:250

Рис. 7. Схема коммутации взрывной сети

Определим высоту развала взорванной горной массы

м. (74)

- по вскрыше

м.

- по руде

м.

5. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ

5.1 Определение численности

Явочная численность рабочих с повременной оплатой труда определяется по рабочим местам с учетом нормативов численности, норм обслуживания и возможного уровня совмещения профессий.

Явочная численность ИТР, служащих, МОП планируется исходя из типовых штатных расписаний, структуры предприятия и режима его работы.

Таблица 3 Баланс рабочего времени

Наименование показателей	Условное обозначение	Количество дней
Календарный фонд	Ткал	365
Выходные дни	Твых	104
Праздничные дни	Тпразд	11
Номинальный фонд рабочего времени	Тнон= Ткал- Твых- Тпразд Тнон	250
Основные и дополнительные отпуска	tотп	47
Прочие неявки	Тпроч	3
Эффективный фонд рабочего времени	Тэф=Тнон-tотп-Тпроч Тф	200

Определяем явочную и списочную численность по формулам:

Ч_я = Н_ч •А •С, (75)

где Н_ч - норматив численности, чел;

А - число обслуживаемых агрегатов;

С - число смен работы.

Ч_с = Ч_я•К_сп, (76)



где К_сп - коэффициент списочного состава.

Коэффициент списочного состава при непрерывном режиме работы определим по формуле

К_сп = Т_кал / (Т_эф • 0,96) (77)

где Т_кал - календарный фонд рабочего времени;

Т_эф - эффективный фонд рабочего времени.

Результаты расчётов явочной и списочной численности персонала рабочих на основных производственных процессах приведены в табл. 4.

Таблица 4 Численность трудящихся

Наименование профессий рабочих	Hч	А	С	Чя	Ксп	Чс
Машинист экскаватора ЭКГ-8И	1	3	2	6	1,9	11,4
Помощник машиниста экскаватора ЭКГ-8И	1	3	2	6	1,9	11,4
Водитель автосамосвала БелАЗ 7519	1	10	2	20	1,9	38
Машинист бурового станка СБШ-250МН	1	2	2	4	1,9	7,6
Помощник машиниста бурового станка	1	2	2	4	1,9	7,6
Машинист бульдозера Т-500	1	1	2	2	1,9	3,8
Взрывник	4	-	2	8	1,9	15,2
Разнорабочий	6	-	1	6	1,9	11,4
Итого:				56		106,4

5.2 Расчёт фонда заработной платы

Сумма годовой заработной платы по тарифу определяется по формуле

З_т = Ч_с•Т_ст•К_р, (78)

где Т_ст - дневная тарифная ставка, руб;

К_р - количество отработанных за год смен (эффективный фонд рабочего времени - Т_эф).

Сумма годовых премиальных начислений определяется по формуле

Д_прем = З_т•П/100, (79)

где П - процент премиальных.

Величина доплат за работу в ночное и вечернее время определяется по формуле

Д_ноч = З_т•Н/100, руб. (80)

где Н = 18,8% - доплата за работу в ночное и вечернее время.

Сумма доплат за работу в выходные и праздничные дни определяется по формуле

Д_празд = З_т•П_празд/100, руб. (81)

где П_празд - процент праздничных доплат

Размер годовой оплаты труда с учетом районного коэффициента определяется по формуле

Д_р = Д_н•Р_к, (82)

где Р_к = 1,2 - районный коэффициент.

Размер прочих доплат (оплата отпусков и времени выполнения государственных и общественных обязанностей и другое) определим по формуле

З_пр =Д_р•К_проч , (83)

где К_проч - коэффициент прочих доплат (К_проч=15%).

Размер годовой оплаты труда с учетом прочих доплат определим по формуле

З_г = Д_р + З_пр, (84)

Зарплата рабочих на основных производственных процессах определена по вышеприведенным формулам, результаты расчётов занесены в табл. 6.

Оплата труда инженерно-технических работников определена по должностному окладу с учетом различных доплат и районного коэффициента и приведена в табл. 5.

Таблица 5 Расчет зарплаты инженерно-технических работников

Должность	Количество едениц	Должностной оклад	Надбавка	Р.К.	Всего за месяц, руб	Всего за год, руб
Гл. Инженер	1	35 200	10560	7040	52 800	633600
Начальник участка	1	25 500	7650	5100	38 250	459000
Гл. механик	1	23 500	7050	4700	35 250	423000
Гл. Энергетик	1	23 300	6990	4660	34 950	419400
Механик гаража	1	20 250	6075	4050	30 375	364500
Горный мастер	4	20 000	6000	4000	30 000	360000
ИТОГО						3 739 500

Таблица 6 Заработная плата трудящихся

Рабочие по профессии	Разряд	Дневная тарифная ставка, руб	Количество рабочих, Чс	Эффективный фонд Рабочего времени, дни	Заработная плата, руб.	Общий фонд заработной платы, руб.
					основная	Дополни-тельная
					сумма зарплаты по тарифу	доплаты за работу	всего начислено

Подобные документы

• 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.
  
  курсовая работа [1,2 M], добавлен 24.09.2019
  

• Обоснование, выбор и расчет средств механизации очистных работ в условиях рудника

  Горно-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 20.03.2015
  

• Технология ведения очистных работ в условиях пласта Болдыревского АО "СУЭК-Кузбасс" Шахта им. С.М. Кирова

  Горно-геологическая характеристика пласта и вмещающих пород. Выбор и обоснование способа подготовки и системы разработки. Выбор технологической схемы и средств механизации. Рассмотрение технологических процессов и организации работ в очистном забое.
  
  курсовая работа [70,9 K], добавлен 17.10.2021
  

• Технологии открытых горных разработок

  Определение параметров карьера, расчет граничной глубины открытой разработки. Вычисление объема горной массы в контурах карьера. Порядок подготовки горных пород к выемке буровзрывным способом. Выемочно-погрузочные работы и перемещение карьерных грузов.
  
  курсовая работа [1,0 M], добавлен 09.12.2010
  

• Проектирование рациональных вариантов вскрытия шахтного поля

  Горно-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 30.09.2012
  

• Проектирование параметров разработки запасов угля и развития горных работ на пласту К5 шахты Я.М. Свердлова "ШУ Краснопартизанское" ПАТ "ДТЭК Свердлов-Антрацит"

  Горно-геологическая характеристика шахты имени Я.М. Свердлова. Структурное строение горного массива. Количество разрабатываемых пластов. Схема вскрытия шахтного поля. Предложения по технологическим решениям и отработке запасов. Выбор очистного комбайна.
  
  курсовая работа [713,0 K], добавлен 16.06.2015
  

• Проект разработки запасов месторождения в границах шахтного поля

  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 23.06.2011
  

• Горное дело

  Подсчёт 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 28.01.2022
  

• Проект завода по выпуску щебня из гранита

  Характеристика исходной горной массы. Выбор способа и обоснование технологической схемы производства. Эффективность операций грохочения. Изучение крупности продуктов дробления. Анализ насыпной плотности исходной горной массы и готовой продукции.
  
  курсовая работа [117,4 K], добавлен 14.12.2021
  

• Разработка автоматизированной системы управления технологическим процессом ДНС-7 Федоровского месторождения

  Технологический процесс автоматизации дожимной насосной станции, функции разрабатываемой системы. Анализ и выбор средств разработки программного обеспечения, расчет надежности системы. Обоснование выбора контроллера. Сигнализаторы и датчики системы.
  
  дипломная работа [3,0 M], добавлен 30.09.2013
  

• Расчет и выбор буровых кареток типа БК–5ДВ и погрузочно-доставочных машин типа ПД-12

  Разработка месторождений крепких руд. Выбор средств механизации производственных процессов при ведении очистных, проходческих работ. Обоснование способа отделения горной массы от массива. Расчет режимных параметров погрузочного доставочного оборудования.
  
  курсовая работа [711,0 K], добавлен 15.01.2015
  

• Заканчивание эксплуатационной скважины №8 Пинджинского месторождения глубиной 2650 (2720) метров

  Разработка 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 05.12.2013
  

• Проведение и крепление двухпутевого полевого штрека

  Горно-геологическая характеристика пересекаемых горных пород. Обоснование способа и средств проведения горной выработки: определение поперечного сечения, расчет паспорта буровзрывных работ, производительности комбайна. Охрана труда и техника безопасности.
  
  курсовая работа [122,7 K], добавлен 21.03.2013
  

• Разработка проекта очистных работ для лавы

  Организация очистных работ в лаве, выбор и обоснование технологической схемы: выемка полезного ископаемого, его транспортирование и перегрузка на подготовительную выработку; крепление призабойного пространства и сопряжений; проветривание очистного забоя.
  
  курсовая работа [611,7 K], добавлен 14.10.2013
  

• Разработка способов пересечения выбросоопасных зон при выемке третьего калийного горизонта Старобинского месторождения в условиях четвертого рудника ПО "Беларуськалий"

  Характеристика 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 19.12.2011
  

• Анализ и оптимизация технологического режима работы добывающей скважины № 115 Кыртаельского месторождения

  Геолого-физическая характеристика продуктивных пластов Кыртаельского месторождения. Анализ состояния скважины, расчеты процесса освоения, условий фонтанирования на начальных и текущих стадиях. Техническое обоснование оборудования и способа эксплуатации.
  
  курсовая работа [547,0 K], добавлен 06.01.2011
  

• Электроустановка месторождения

  Общая 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 17.02.2018
  

• Анализ эффективности установки по регенерации насыщенного метанола на Губкинском газоконденсатном промысле

  Геолого-физическая характеристика Губкинского газового месторождения. Описание конструкции и методов вскрытия скважин. Изучение схемы подготовки газа на Губкинском промысле и экономическое обоснование работы установки по установки регенерации метанола.
  
  дипломная работа [3,9 M], добавлен 25.05.2019
  

• Механизация горных работ в условиях карьера "Жеголевский" ВАТ "Комсомольского Р/У"

  Подготовка горных пород к выемке на карьере "Жеголевский": организация производственного процесса, механизация выемочно-погрузочных работ, перемещение горной массы, отвалообразование. Расчет и выбор технологического оборудования, обслуживание и ремонт.
  
  дипломная работа [2,0 M], добавлен 22.11.2010
  

• Проектное решение по разработке месторождения

  Характеристика 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 03.09.2010
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам