Анализ производственных процессов и технологических схем вскрытия месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Обоснование параметров и производительности карьера

1.1 Обоснование способа разработки месторождения

1.2 Обоснование параметров карьера

2. Выбор оборудования и режим работы карьера

3. Вскрытие карьерного поля

4. Система разработки

5. Производственные процессы

5.1 Подготовка горных пород к выемке

5.2 Выемочно-погрузочные работы

5.3 Транспортировка горной массы

5.4 Отвалообразование вскрышных пород

Заключение

Литература



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 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. Технологический комплекс открытых горных работ сформирован с учётом параметров месторождения, физико-механических свойств горных пород и включает высокопроизводительное буровое, выемочное и транспортное оборудование.



1. Обоснование параметров и производительности 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.

1.1 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 100 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.

1.2 Обоснование параметров карьера

Заданием на курсовое проектирование установлены следующие параметры карьера:

- конечная глубина карьера - 92 м;

- размеры карьера поверху 940Ч340 м.

Длинна залежи, попадающая в разработку и расположенная в конечных контурах карьера составляет 700 м.

Величина устойчивых углов откосов вскрышных и добычных уступов обосновывается с учётом физико-механических свойств горных пород.

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 20 м.

Рассчитаем угол откоса нерабочего борта карьера со стороны висячего бока.

В соответствии с коэффициентом крепости пород по шкале М.М. Протодьяконова определить углы погашения бортов карьера. Найти конечную глубину карьера по формуле В.В. Ржевского



где Нк глубина карьера, м; Кгр граничный коэффициент вскрыши, м3/м3; mг горизонтальная мощность рудного тела, м; mп мощность прослоев пустых пород, м; в, л углы погашения бортов карьера со стороны висячего и лежачего боков, град.

Таблица 1. Углы погашения бортов карьера (по «Гипроруде»), град

Группа пород	Коэффициент крепости пород по М.М. Протодьяконову	Угол падения залежи, град	Углы погашения со стороны
			лежачего бока	висячего бока
1	более 8	более 35	40	55

Определить длину и ширину карьера по верхнему контуру:

Lв = Lp + Hк·(ctgв + ctgл),

Вв = mг + Hк·(ctgв + ctgл),

Lв = 700 + 92·(1,43+1,19)=940м

Вв = 100 + 92·(1,43+1,19)=340м

где Lв длина карьера по верхнему контуру, м; Lp длина рудного тела по простиранию, м; Вв ширина карьера по верхнему контуру, м.

Вычертить в масштабе 1:500, 1:1000, 1:2000 поперечный разрез по месторождению с контурами карьера и упрощённый план карьера на конец отработки. Размеры карьера по дну принять равными длине и горизонтальной мощности залежи.

Вычислить запасы полезного ископаемого в контуре карьера:

Vp = (mгmп)·(Нкhн)·Lp,

Vp =(100-15) (91,6-15) 700=4557700м3

где Vр запасы полезного ископаемого в контуре карьера, м3; hн мощность наносов, м.

Определить объем горной массы в контуре карьера:

Vг.м = mг ·Lp·Hк + H2к·(Lp + mг)·ctgср+1,05H3к·ctg2ср,

Vг.м =100 700 91,6+91,62 (700+100) 0,9+1,05 91,63 0,81=13106877м3

где Vг.м объем горной массы в контуре карьера, м3; ср средний угол откоса бортов карьера при погашении, град.

Величину ср можно найти как среднее арифметическое из углов откоса бортов карьера со стороны висячего и лежачего боков залежи.

Найти средний коэффициент вскрыши и сравнить его с граничным:

где Кср средний коэффициент вскрыши, м3/м3.

Оптимальным будет контур карьера, для которого .Если условие не выполняется, то необходимо уменьшить глубину карьера, до такой величины при котором оно будет выполнятся.

Вычислить производительность карьера по вскрыше и горной массе:

Аг.м = Ар·(1+Кср),

Аг.м =3000000 (1+1,9)=8700000млн.т



где Ав годовая производительность карьера по вскрыше, млн. м3; Ар годовая производительность карьера по руде, млн. т; плотность полезного ископаемого, т/м3; Аг.м - годовая производительность карьера по горной массе, млн. т.



2. Выбор оборудования и режим работы карьера

С учетом расчетной годовой производительности карьера по горной массе и заданного расстояния транспортирования подбираем емкость ковша 4-5м3 экскаватора ЭКГ-5У и автосамосвал грузоподъемностью 27-30т (БелАЗ-7540). Тип бурового станка выбираем в зависимости от принятой модели экскаватора и крепости пород (СБШ-250МН).

Режим работы карьера должен быть круглогодовым.

Таблица 2.1 Рациональные сочетания емкости ковша экскаватора и грузоподъемности автосамосвалов

Годовая производительность карьера по горной массе, млн.т	Расстояние транспортировки, км	Емкость ковша экскаватора, м3	Грузоподъемность автосамосвала, т
до 10 - 12	до 2,5 - 3,0	4 - 5	27 - 30

Для карьеров с годовой производительностью свыше 1,5, но менее 2,5 млн. т горной массы принимать непрерывную рабочую неделю и три смены в сутки.

Продолжительность смены 8 часов.

Таблица 2.2 Оптимальные сочетания типов экскаваторов и буровых станков.

Коэффициент крепости пород	Модель мехлопаты	Модель бурового станка	Диаметр долота, мм
	ЭКГ-3,2	2СБШ-200Н	190,5
Крепкие	ЭКГ-4,6 (5)	СБШ-250МН	244,5
10-14	ЭКГ-8и	СБШ-320	320
	ЭКГ-12,5; ЭКГ-20	СБШ-320	320

С учётом заданного климатического района по таблице 4 принимаем число рабочих дней карьера в течение года.



Таблица 2.3 Число рабочих дней в году (по «Гипроруде»), сут.

Климатический район	Продолжительность рабочей недели, сут
	7	6	5
Средние	340	290	242
Северные	350	300	250
Южные	355	305	254



3. Вскрытие карьерного поля

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.

Исходя из параметров карьера и условий залегания полезного ископаемого принимаем вскрытие общими внутренними траншеями с тупиковой формой трассы.

Вскрытие общими внутренними траншеями характеризуется тем, что все уступы карьера вскрывают одной общей траншеей. Общие траншеи внутреннего заложения применяют для вскрытия глубоких (глубиной до 400 м и более) месторождений с любыми условиями залегания. Внутреннее заложение траншей возможно при достаточной устойчивости бортов.

Форма трасс общих внутренних траншей, может быть простой,, тупиковой, петлевой и спиральной.

Если траншеи, вскрывающие каждый уступ, связаны в единую транспортную сеть, что встречается наиболее часто, то они представляют собой систему траншей. Основные параметры траншей и полутраншей: глубина заложение (Hт), продольный уклон (iр), углы откоса бортов (б), ширина по нижнему основанию (bт), длина в плане Lт и горно-строительный объем (Vт).

Глубина заложения траншей равна разности заложения ее устья и вскрываемого рабочего горизонта. При вскрытии одного горизонта, глубина траншеи равна высоте уступа. Продольный уклон капитальных траншей (скользящего съезда) устанавливается в зависимости от вида карьерного транспорта.

Угол откоса бортов капитальных траншей устанавливается от в зависимости от срока ее службы и физико-технических свойств горных пород. В мягких и полускальных породах составляет 34-450. В скальных породах его значение принимается в пределах 60-800.

Таблица 3.1 Продольный уклон вскрывающих выработок

Траншея	Вид транспорта	Продольный уклон траншей %
		при подъеме	при спуске
Наклонные	Железнодорожный Автомобильный	2,5ч6 6ч10	2,5ч6 8ч12

Длина наклонной траншеи в плане связано с ее глубиной и продольным уклоном:

,

где iр- руководящий (продольный) уклон, %.

Длина разрезной траншеи находят в зависимости от размеров подготовительного горизонта и принятой системы разработки.

В соответствии с заданным видом транспорта по таблице выбрать ширину траншеи по дну.

Таблица 3.2 Ширина нижнего основания капитальных траншей при двухполосном движении автотранспорта, м

Породы	Грузоподъемность автосамосвала, т.
	27-40	75-120	120-180
Мягкие Скальные	25-26 20-21	30-35 27-32	35-37 32-37



Таблица 3.3 Ширина нижнего основания разрезных траншей в скальных породах (м)

Высота уступа, м.	Автомобильный транспорт
	Грузоподъемность, т.
	25-40	75-100
10 15 20	28 33 38	35 40 45

Провести проверку ширины основания траншее по условиям ее проведения.

Сравнить табличные значения ширины нижнего основания траншеи и принять наибольшее из них. Принимаем ширину нижнего основания траншеи =20м

Вычислить объем капитальной наклонной траншеи (м3)

.

Строительный объем разрезной траншеи (м3)

Vрт = h·Lрт·(bрт + h·ctgб),

Vрт =10 100 (28+10 0,36)=31600м3

где Lрт - длина разрезной траншеи, м; bрт - ширина нижнего основания разрезной траншеи (табл. 11), м.



Таблица 3.4 Ширина нижнего основания капитальной траншеи в зависимости от типа экскаватора применяемого для ее проходки, м

Угол откоса борта траншеи, град.	Тип экскаватор
	ЭКГ-4,6 (ЭКГ-5А)	ЭКГ-8и (ЭКГ-10)
50 60 70 80	12 14 15 17	15 17 19 20

Выполнить графическое изображение вскрывающей траншеи и указанием основных ее параметров.

Построить поперечный разрез карьера по образцу и план карьера в виде горизонталей, показывающих положение нижних бровок соответствующих уступов. Минимальные радиусы закругления в торцах принимать равными 20м при автомобильном и конвейерном транспорте.

Определить длину трассы, необходимой для вскрытия одного горизонта (м)

,

где h - высота уступа, м; lп - длина горизонтальной площадки примыкания (при автомобильном транспорте lп = 40-50м, при железнодорожном транспорте lп = 200-250м),м; lк - увеличение длины трассы за счет криволинейных участков (учитывается при спиральной форме трассы), м; lс - приращение длины трассы за счет смягчения уклона (lс составляет 200-250м, учитывается только в случае примыкания на смягченном уклоне, при этом lп = 0),м.



4. Система разработки

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 55о, 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.

Выполнить расчет основных параметров системы разработки.

С учетом рабочих параметров карьерных мехлопаты определить высоту уступа: высота уступа по ЕПБ при разработки месторождений полезных ископаемых открытым способом не должна превышать:

-максимальную высоту черпанья экскаватора при разработки горных пород одноковшовыми экскаваторами типа «механическая лопата» без применения буро- взрывных работ (БВР);

-более чем 1.5 раза высоту черпанья экскаваторов типа «механическая лопата» при разработки скальных пород с применением БВР.

С учетом изложенного определить высоту уступа по формуле:



,

где h - высота уступа, м; Hч.max - максимальная высота черпанья принятого экскаватора (прил. 1), м.

Минимальное значение высоты уступа соответствует разработки экскаватором наносов, а максимальная - коренных пород. Округлить расчетное значение высоты уступа до ближайшего значения из ряда: 10, 12, 15, 20 м. месторождение карьер горный погрузочный

Установить угол откоса рабочего уступа.

Таблица 4. Угол откоса уступа и ширина призмы обрушения (по «Гипроруде»), м

Коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова	Угол откоса, град.	Высота уступа
	устойчивого уступа	рабочего уступа	10	12	15	20
1014	65	75	3	3	3	4

Ширина рабочей площадки П (м)

-при использовании буровзрывных работ:

П = В + С1 + Т + m + dв + Л +п;

П =58+3+6+3,5+18,4+4=93м

где А - ширина экскаваторной заходки, м; C1=2,5ч3,5 - расстояние от нижней бровки уступа или развала до транспортной полосы, м; Т - ширина транспортной полосы, м; m=3,5 - расстояние от линии электропередачи до кромки транспортной полосы, м; dв=6ч7 - ширина полосы для движения вспомогательного транспорта (при использовании автотранспорта dв=0), м; Л - ширина полосы готовых к выемке запасов, м; п - ширина призмы возможного обрушения (табл. 13),м; В - ширина развала взорванной горной массы, м.

Ширина транспортной полосы зависит от типа транспортных средств и числа путей (полос движения). При использовании железнодорожного транспорта на однопутных линиях она составляет 6,5 м, при двух смежных путях равна 10,9 м; для автотранспорта при однополосном движении изменяется от 5,5 м (автосамосвалы грузоподъемностью 27 т) до 9 м (автосамосвалы 160-180т), а при двухполосном движении - от 10 до 20 м.

Ширина резервной полосы запасов, необходимой для бесперебойной работы на смежных уступах:

,

где м - норматив обеспеченности запасами полезного ископаемого, мес.; Ар - годовая производительность карьера по полезному ископаемому, т; Lр.у - длина добычного фронта на уступе, м (Lр.у = Lр); nо - количество добычных уступов.

Количество одновременно разрабатываемых добычных уступов для продольных систем разработки в условиях наклонных и крутопадающих залежей рассчитывается по формуле Э.К. Граудина [1]:

,



5. Производственные процессы

5.1 Подготовка горных пород к выемке

Подготовку скальных и полускальных пород к выемке ведут с использованием энергии взрыва, как наиболее универсальное и эффективное.

Обосновать угол наклона скважины к горизонту. Следует ориентироваться на применение наклонных скважин, пробуриваемых параллельно откосу уступа (с учетом технических возможностей принятого бурового станка).

Рассчитать с точностью до 0,5 м глубину скважины:

,

где Lс глубина скважины, м; угол наклона скважины к горизонту, град.; lп длина перебура, м,

lп = (0,10,25)h,

lп = (0,10,25)20=2

но не более 3 м. Длина перебура возрастает с увеличением крепости разрушаемых пород.

Вычислить диаметр скважины

dc = Kp.c dд,

dc =1,2 269,9=324мм



где dс диаметр скважины, мм; dд диаметр долота, мм; Кр.скоэффициент расширения скважины при бурении (изменяется от 1,05 в монолитных породах до 1,2 в чрезвычайно трещиноватых).

Определить сменную производительность бурового станка по формуле

,

где Пб сменная производительность бурового станка, м; Тсм продолжительность смены, мин.; Тп.з продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин., Тп.з = 20ч30; Тр продолжительность регламентированных перерывов, мин., Тр = 10ч30; Тв.п внутрисменные внеплановые простои, мин., Тв.п = 60ч90; t0 основное время, затрачиваемое на бурение 1м скважины, мин.; tв продолжительность вспомогательных операций при бурении 1 м скважины, мин.

Длительность вспомогательных операций для вращательного (шнекового) бурения составляет 1,5ч4,5 мин/м; шарошечного 2ч4 мин/м; пневмоударного 4ч16 мин/м.

Продолжительность основных операций

,

где Vб техническая скорость бурения (табл. 17), м/мин.

Сопоставить расчетную сменную производительность станка с нормативной (табл. 18). Если разница превышает 10 %, для дальнейших расчетов следует принять нормативное значение Пб.

Найти годовую производительность бурового станка по формуле

Пб.г = Пб Nсм.б ,

Пб.г =45 695=31275м/г

где Пб.г производительность бурового станка, м/г; Nсм.б количество рабочих смен бурового станка в течение года (табл. 19).

По данным варианта выбираем тип взрывчатого вещества «Гранулит М»

Определить линию сопротивления по подошве (ЛСПП) по формуле

,

где W линия сопротивления по подошве, м; Кв коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве (табл. 21); dс диаметр скважины, м; плотность заряжания ВВ в скважине (табл. 22), кг/м3; m коэффициент сближения зарядов (табл. 21); Квв переводной коэффициент от аммонита №6 ЖВ к принятому ВВ (табл. 22); плотность породы, кг/м3.Найти величину ЛСПП с учетом требований безопасного ведения буровых работ у бровки уступа по формуле

Wб=п+h(ctg-ctg),

Wб=4+20 (0,47-0,27)=8м

где Wб значение ЛСПП по возможности безопасного обуривания уступа, м; п ширина возможной призмы обрушения (табл. 13),м.

Проверить соответствие расчетной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:

W Wб 8,58

Если расчетная W меньше Wб, то увеличивают диаметр скважины в пределах возможного для принятого бурового станка, принимают ВВ с увеличенной плотностью заряжания или переходят на бурение наклонных скважин.

Выбираем конструкцию заряда с рассредоточенным воздушным промежутком.

Найти длину заряда по формуле

lвв = Lс - lз - lпр

lвв =22-6-2,4=13,6м

где lвв длина заряда ВВ, м; lз длина забойки, м;

lз = (2035)dс

lз =20·0,3=6м

lпр длина промежутка (при сплошном заряде lпр=0), м,

lпр = (812)dс

lпр =8·0,3=2,4м

В трудновзрываемых породах длина воздушного промежутка уменьшается, в легковзрываемых - увеличивается.

Вычертить в масштабе принятую конструкцию скважинного заряда.

Определить массу заряда в скважине по формуле



Qз = 7,85 d2с lвв

Qз = 7,85 320,813,6=768,7кг

Где Qз масса заряда, кг; dс диаметр скважины, дм.

При рассредоточенном заряде в нижнюю часть его помещают (6070)% ВВ.

Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса

Qз = q a b h,

Qз =0,75 7 620=630кг

где q удельный расход ВВ , кг/м3; а расстояние между скважинами в ряду, м; b расстояние между рядами, м.

Установить параметры сетки скважин, учитывая, что при квадратной сетке скважин a = b.

.

Для трудновзрываемых пород рекомендуется шахматное расположение скважин, при этом b 0,85а,

b = 0,857=6м

Проверить возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом заряда ВВ установленной массы:



.

В масштабе начертить в плане схему расположения скважин на уступе и нанести необходимые размеры

Вычислить объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:

Vбл = Qсм.п nсм nд,

Vбл =1400 3 15=63000м3

где Vбл объем взрываемого блока, м3; Qсм.п сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м3; nсм число рабочих смен экскаватора за сутки, ед; nд норматив обеспеченности экскаватора взорванной горной массой, сут.

Величину nд для южных районов принимают равной 30 сут., в средней климатической зоне 1015 сут., в северной 710 сут.

Определить длину блока по формуле

где Lбл длина блока, м; nр число взрываемых рядов скважин, ед.

Найти число скважин, взрываемых в одном ряду, по формуле



Расчётную величину nскв округляют до ближайшего целого значения.

Вычислить общий расход ВВ на блок, кг:

Qв.б = Qз nскв nр.

Qв.б = 630 19 4=47880кг

Рассчитать выход горной массы с 1 м скважины, м3:

.

Найти интервал замедления, мс:

t = 1,25 Кз W,

t = 1,25 2 6,5=16,3мс

где Кзкоэффициент, зависящий от взрываемости пород.

По расчетной величине t подобрать ближайшее стандартное пиротехническое реле РП-8 из ряда 10, 20, 35, 50, 75, 100 мс.

Выбрать схему коммутации скважинных зарядов и вычертить её в масштабе с расстановкой РП-8.

Рассчитать ширину (В, м) развала взорванной горной массы:



В = (1,5ч2.5)h+b(nр - 1).

В = 220+6(4 - 1)=58м

Определить высоту (hр, м) развала:

hр = (1,0ч1,2)h.

hр = 1,120=22м

Найти инвентарный парк буровых станков по формуле

,

Где Аг.м годовая производительность по горной массе, т; Пб.г годовая производительность бурового станка, м.

5.2 Выемочно-погрузочные работы

Определить ширину экскаваторной заходки при погрузке горной массы в средства транспорта

А = (1,5ч1,7)Rч.у.

А = 1,514,5=21,75м

Определить количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы



,

где nп - количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы, ед; В - ширина развала взорванной горной массы, м.

Расчётное значение nп округлить до ближайшего целого и откорректировать ширину экскаваторной заходки.

Вычертить в масштабе схему забоя экскаватора.

Вычислить сменную эксплуатационную производительность экскаватора Qэ.см (м3) при разработке хорошо взорванных скальных пород, принимая продолжительность цикла (tц)=24,9, для угла поворота под погрузку 1350

,

где Е - вместимость экскаваторного ковша (прил. 1); Тсм - продолжительность смены, ч; Кз - коэффициент влияния параметров забоя (Кз = 0,7-0,9); Кн - коэффициент наполнения ковша (Кн = 0,6-0,75); Кр - коэффициент разрыхления породы в ковше (Кр = 1,4-1,5); Кпот - коэффициент потерь экскавируемой породы; Ку - коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя, квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики; Ки - коэффициент использования экскаватора в течение смены, учитывающий организационные и технологические перерывы.

Сравнить расчётную производительность экскаватора с нормативной. Если разница превышает 10%, для дальнейших расчётов следует принять нормативное значение эксплуатационной производительности мехлопат.

Вычислить годовую эксплуатационную производительность экскаватора:

Qэ.г = Qэ.смNсм.э,

Qэ.г = 1407800=1125600м3

где Qэ.г - годовая эксплуатационная производительность экскаватора, м3; Nсм.э - количество рабочих смен экскаватора в течение года для принятого режима работ карьера.

Найти инвентарный парк экскаваторов:

,

где Nэ.и - инвентарный парк экскаваторов, ед; Аг.м - годовая производительность карьера по горной массе, т; г - плотность пород, т/м3.

5.3 Транспортировка горной массы

Установить грузоподъёмность и вместимость кузова.

Определить общую продолжительность транспортного цикла (оборота)

Тоб = tп + tгр + tр + tпор + tож ,

Тоб =0,1+0,017+0,4+0,05=0,6

где Тоб - время полного оборота транспортного средства, ч; tп - время погрузки, ч; tгр - время движения с грузом, ч; tр - время разгрузки состава (автосамосвала), ч; tпор - время движения порожняка, ч; tож - время задержек в пути, ожидания погрузки и разгрузки, ч.

Время погрузки вычисляется, исходя из фактической грузоподъемности qф (т) (вместимости кузова Vф (м3)) локомотивосостава или автосамосвала:

,

,

где nв - количество вагонов в составе (при автотранспорте nв=1); Кн.в = 1,15 - коэффициент наполнения кузова; Кр.в =1,1 - коэффициент разрыхления породы в кузове; Qэ - эксплуатационная производительность экскаватора, м3/ч.

При погрузки одноковшовыми экскаваторами qф и Vф устанавливается по числу ковшей, загружаемых в кузов:

,

здесь q и V - паспортные грузоподъемность (т) и вместимость вагона, м3.

Округлив расчетные значения nк до целого, установить qф и Vф:

,



.

Время движения для укрупненных расчетов можно вести по формуле:

tдв. = 2·Lтр/хср,

tдв. = 2·3/15=0,4ч

здесь Lтр - расстояние транспортировки, км; хср - средняя скорость движения в обоих направлениях, км/ч.

Время разгрузки

tр = nв?tр',

tр = 1?0,017=0,017ч

где tр' - время разгрузки одного автосамосвала, ч.

Время разгрузки одного вагона грузоподъемностью до 85т составляет 0,033ч, грузоподъемностью свыше 85т - 0,042ч, время разгрузки автосамосвалов всех марок - 0,017ч, автопоездов - 0,025ч.

Рассчитать сменную производительность подвижного состава

,

где Qт - сменная производительность подвижного состава, т; Тсм - продолжительность смены, ч; Ки = 0,9 - коэффициент использования сменного времени подвижным составом.

Рассчитать рабочий парк автосамосвалов.

При закрытом цикле рабочий парк автосамосвалов обслуживающих один экскаватор:

Nр.а = Qэ.см·г/ Qт.

Nр.а = 14072,9/ 408=10шт

Определить суточный (Lсут, км) пробег автосамосвала:

,

Найти коэффициент технической готовности G и вычислить инвентарный парк автосамосвалов:

- при закрытом цикле обслуживания

Nи.а=Nэ.п.Nр.а/G

Nи.а=3· 10/0,88=34шт

где Nи.а - инвентарный парк автосамосвалов, ед;Nэ.и - инвентарный парк экскаваторов, ед.

5.4 Отвалообразование вскрышных пород

В соответствии с выбранным видом транспорта принять экскаваторный или бульдозерный способ отвалообразования.

Бульдозерное отвалообразование при автотранспорте

Определить удельную приемную способность отвала (м3/м)

Wо = Vф·л/bа,

Wо = 12·1,5/3,5=5,2м3/м

где л = 1,5 - коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова автосамосвала; bа - ширина кузова автосамосвала, м.

Вычислить длину отвального участка по условиям планировки (м)

Lоп = Qбо/Wо,

Lоп = 350/5,2=67,3м

здесь Qбо - сменная производительность отвального бульдозера, м3.

Определить количество одновременно разгружающихся автосамосвалов Nа (ед) на отвале

,

Вычислить длину отвального участка по условиям беспрепятственной разгрузки автомашин (м)

Lор = Nа aо,

Lор = 24 30=720м

здесь aо = 20-30 - ширина полосы, занимаемой автосамосвалом при погрузке и маневрировании, м.

Рассчитать объем бульдозерных работ на отвале:



,

где Wб - сменный объём бульдозерных работ на отвале, м3; Кзав= 0,3ч0,6 - коэффициент заваленности верхней площадки отвала.

Вычислить общую необходимую длину отвального фронта Lоф, (м)

Lоф = (Nа + Wб/Qбо + Nо.рез)·Lоу,

Lоф = (24 + 1156/350 + 1)·720=20378м

здесь Nо.рез = (0,5-1,0)·Nа - число резервных участков; Lоу - наибольше из значений длины отвального участка по условиям разгрузки Lор и планировки Lоп.

Найти инвентарный парк отвальных бульдозеров

Nб.о=Кинв ·Wб/Qбо

Nб.о=1,4·1156/350=5

где Кинв=1,4 - коэффициент, учитывающий ремонтный и резервный парк бульдозеров.

Вычертить в масштабе схему бульдозерного отвалообразования.



Заключение

В процессе выполнения курсового проекта были решены следующие задачи:

- выбрана и обоснована система разработки месторождения;

- обоснована схема вскрытия месторождения и произведены расчёты основных вскрывающих выработок;

- определены запасы месторождения и дана характеристика пород вскрыши и полезного ископаемого;

- обоснованы режим работы предприятия, величина устойчивых углов откосов рабочих уступов и отвалов;

- определены производительность оборудования и параметры основных технологических процессов;

Предлагаемый технологический комплекс обеспечивает заданную производственную мощность карьера и безопасность ведения горных работ. Параметры технологических процессов увязаны между собой как в пространстве, так и во времени.

Таблица 38. Показатели производственных процессов

Наименование	Значение
1. Глубина карьера, м	92
2. Производительность карьера по горной массе	1965517
3. Тип бурового станка	СБШ-250МН
4. Сменная производительность станка, м/см	45
5. Инвентарный парк буровых станков, ед	3
6. Высота уступа, м	20
7. Глубина скважины, м	22
8. Диаметр скважины, м	0,324
9. Угол наклона скважины к горизонту, град	90
10. Линия сопротивления по подошве, м	8,5
11. Тип ВВ	Гранулит М
12. Масса заряда, размещаемого в скважине	768,7
13. Расстояние между скважинами в ряду, м	7
14. Расстояние между рядами скважин, м	6
15. Выход горной массы, м3/м	62
16. Тип экскаватора	ЭКГ-5У
17. Сменная производительность экскаватора м3/см	1407
18. Инвентарный парк экскаваторов, ед	3
19. Ширина экскаваторной заходки, м	21,75
20. Тип подвижного состава	БелАЗ-7540
21. Производительность подвижного состава, т/см	408
22. Парк подвижного состава, ед	34
23. Тип отвального оборудования	ДЗ-35
24. Производительность отвального оборудования м3/см	350
25. Парк отвального оборудования, ед	5



Литература

1. Арсентьев А.И. Вскрытие и системы разработки карьерных полей. - М.: Недра, 1981.-278с.

2. Синьчковский В.Н. Технология открытых горных работ: Учебное пособие - Красноярск: Изд-во Красноярского университета, 1989.-376с.

3. Томаков П.И., Наумов И.К. Технология, механизация и организация открытых горных работ: Учебник для вузов - М.: Недра, 1992.-293с.

4. Открытые горные работы: Справочник/К.Н.Трубецкой, М.Г.Потапов, К.Е.Виницкий, Н.Н.Мельников и др. - М.: Горное бюро, 1994. - 590 с.

5. Правила оформления горно-графической документации СТП ГАЦМиЗ 11-98: Стандарт предприятия - Красноярск, 1999.-48с.

6. Текстовые документы в учебном процессе. Общие требования к оформлению СТП ГАЦМиЗ 7-99: Стандарт предприятия - Красноярск, 2000.-56с.

Размещено на Allbest.ru

...