Технология разработки месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

Оглавление

Введение

1. Исходные данные

2. Обоснование параметров и производительности карьера

3. Выбор оборудования и режим работы карьера

4. Вскрытие карьерного поля

5. Система разработки месторождения

6. Производственные процессы

6.1 Подготовка горных пород к выемке

6.2 Выемочно-погрузочные работы

6.3 Транспортировка горной массы

6.4 Отвалообразование вскрышных пород

Заключение

Литература



Введение

Технология разработки месторождения - это совокупность способов и приемов механизированного осуществления взаимосвязанных процессов горных работ, основанная на фундаментальных знаниях закономерностей разработки и возможностей технических средств.

Для отработки конкретного месторождения подбирается технологическая схема. Под технологической схемой понимают обеспечивающую безопасную и эффективную разработку месторождения, совокупность основных и вспомогательных производственных процессов в сочетании с необходимыми для их выполнения выработками, средствами механизации и автоматизации. Вскрытие карьерного поля и проведение траншей ведется по более экономичной технологической схеме.



1. Исходные данные

Годовая производительность карьера по руде, млн.т…….2

Расстояние транспортировки, км …………………………….2

Горизонтальная мощность рудного тела, м ……………….120

Длина рудного тела, м ……………………………………....500

Угол падения рудного тела, град ………………………....50

Мощность наносов, м ………………………………………...10

Мощность прослойков пустых пород, м ……………………10

Климатический район ………………………….…….. южный

Коэффициент крепости пород по шкале М.М. Протодъяконова .12

Плотность горной породы, т/м³……………………………...3,0

Категория пород по трещиноватости …………………..….. V

Взрываемость пород ………………………... трудно-взрываемые

Обводненность пород ……………………………………... сухие

Граничный коэффициент вскрыши, м³/м³ ……………………..…7



2. Обоснование параметров и производительности карьера

В соответствии с коэффициентом крепости пород по шкале М.М. Протодъяконова определяются углы погашения бортов карьера. Конечная глубина карьера рассчитывается по формуле В.В. Ржевского [1, стр. 45]:

(1)

где Н_К - глубина карьера, м; К_ГР - граничный коэффициент вскрыши, 7 м³/м³; m_Г - горизонтальная мощность рудного тела, 120 м; m_Н - мощность прослоек пустых пород, 10 м; г_В и г_Л - углы погашения бортов карьера со стороны висячего 30⁰ и лежачего боков,45 град.

Определить длину и ширину карьера по верхнему контору[1, стр. 45]:

(2)

(3)

где L_В - длина карьера по верхнему контуру, м; L_Р - длина рудного тела по простиранию, м; В_В - ширина карьера по верхнему контуру, м.

Вычислить запасы полезного ископаемого в контуре карьера[1, стр. 25]: карьер месторождение горный порода

(4)

где V_P - запасы полезного ископаемого в контуре карьера, м³;

h_{го ископаемонполезного ископаемого в контурекарьера:}

_H - мощность наносов, 10 м.

Определить объем горной массы в контуре карьера[1, стр. 45]:



(5)

где V_ГМ - объем горной массы в контуре карьера, м³; г_ср - средний угол откоса бортов карьера при погашении, 37 град[1].

Величину г_ср можно найти как среднее арифметическое от суммы углов откоса бортов карьера со стороны висячего и лежачего боков залежи.

Найти средний коэффициент вскрыши и сравнить его с граничным [1,стр.41]:

(6)

где К_ГР - средний коэффициент вскрыши, 5 м³/м³.

Вычерчиваем в масштабе поперечный разрез месторождения с контурами карьера и упрощенный план карьера на конец отработки (рис.1). Размеры карьера по дну принимаем равными длине и горизонтальной мощности залежи.

Оптимальным будет контур карьера для которого К_ср ? К_ГР.

Вычислить производительность карьера по вскрыше и горной массе [1,стр.367]:

(7)

(8)

где А_В - годовая производительность карьера по вскрыше, млн.м³; А_Р - годовая производительность карьера по руде, 2 млн.т; г - плотность полезного ископаемого, 3,0 т/м³; А_ГМ - годовая производительность карьера по горной массе, млн.т.

Рис. 1. Поперечный разрез карьера на момент отработки



3. Выбор оборудования и режим работы карьера

По годовой производительности карьера по горной массе выбирается рациональное сочетание емкости ковша экскаватора и грузоподъемности автосамосвала (см. прил.1, 2, 3 или 4 [3]):

По емкости ковша выбирается экскаватор ЭКГ-5 (прил1,[3]).

По грузоподъемности выбирается автосамосвал БелАЗ-540А с грузоподъемностью 27-30 тонн(прил2,[3]).

Тип бурового станка выбирается в зависимости от принятой модели экскаватора и крепости пород по шкале М.М. Протодъяконова (табл6,[3]). В проекте принимается буровой станок СБШ - 250МН с диаметром долота 244,5 мм(табл 6.9[2 стр. 153].

Для карьеров с годовой производительностью 12 млн. т. горной массы принимается шестидневная рабочая неделя в три смены в сутки.

Продолжительность смены составляет 8 часов. Для южного климатического района по табл.7 [3, стр.9] число рабочих дней в году составляет 305 суток.



4. Вскрытие карьерного поля

При разработке месторождений открытым способом возникает необходимость транспортной увязки отдельных забоев с внутренними и внешними отвалами, складами полезного ископаемого, приемными пунктами потребителей. Комплекс работ по «обеспеченно таких грузотранспортных связей называют вскрытием. Вскрытие месторождений предполагает создание системы горных выработок, по которой направляют грузопотоки полезного ископаемого или пустых пород. Вскрывающими открытыми горными выработками служат траншеи, полутраншеи и котлованы (рис. 2).

Рис. 2. открытые горные выработки: а - вскрывающая траншея;

б - разрезная траншея; в - разрезная полутраншея.

В соответствии с вариантом индивидуального задания и выбранного горно-транспортного оборудования следует дать описание способа вскрытия рабочих горизонтов карьера по классификации проф. Е.Ф. Шешко

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 таковы; глубина заложения (H_T) продольный уклон (i_p), углы откоса бортов (а), ширина по нижнему основанию (b_T), длина в плане (L_T) и горно- строительный объем (V_T).

Временное расположение траншей внутри конечных контуров на бортах, подлежащих разрушению. Наклонная траншея. Продольный уклон траншеи: при подъеме 10%, при спуске 10%. Угол откоса бортов 70⁰ (скальные породы)

(9)

где L_T- длина наклонной траншеи, Н_Т- глубина заложения, i_p- продольный уклон (%).

Ширина нижнего основания разрезных траншей b_РТ=33м (h=15м, грузоподъемность 27 тонн), ширина нижнего основания b_T=20м.

Объем капитальной наклонной траншеи равен:

(10)

Строительный объем разрезной траншеи равен[1, стр. 318]:

, (11)

где L_РТ- длина разрезной траншеи, b_РТ- ширина нижнего основания разрезной траншеи.

Минимальные радиусы закругления в торцах при автомобильном транспорте 20м[3].

Длина трассы, необходимой для вскрытия одного горизонта:

,

(12)

где l_n- длина горизонтальной площадки примыкания(при автомзщобильном транспорте l_n=45м) , l_k- увеличение длины трассы за счет криволинейных участков, l_c- приращение трассы за счет смягчения уступа(не учитываем, т.к. длина трассы не примыкает на смягченном уклоне).



5. Система разработки месторождения

На основе классификации В.В. Ржевского [3]:

· группа систем углубочная (У);

· подгруппа углубочные продольные (УД);

· система разработки углубочная продольная двухбортовая (УДД).

На основе классификации Н.В. Мельникова:

Система разработки транспортная, вскрышные породы средствами колесного транспорта перемещаются на внутренние или внешние отвалы. По условиям применения: любая форма месторождений или любая крепость пород.

Угол откоса рабочего уступа 75⁰[3 табл. 13], высота уступа 15м, ширина призмы обрушения 3,5м [3 табл. 13].

Ширина рабочей площадки:

, (13)

где В - ширина развала взорванной горной массы , С₁ - расстояние от нижней бровки уступа или развала до транспортной полосы, Т - ширина транспортной полосы(для автомобильного транспорта при однополосном движении применяем 6м), m- расстояние от линии электропередач до кромки транспортной полосы, d_B - ширина полосы для движения вспомогательного транспорта (при автотранспорте d_B=0), л - ширина полосы готовых к выемке запасов, д_п - ширина призмы обрушения3,5м.

Ширина полосы готовых к выемке пород:

, (14)



где м = 1,5 - норматив обеспеченности запасами полезного ископаемого, мес;(табл. 14 [3]) А_р = 5?10⁶ т; L_ру = 500 - длина добычного фронта на уступе, м (L_ру = L_р); n₀ - количество добычных уступов.

Количество добычных уступов:

Для поперечных систем разработок:

(15)

,

где b_РК =100м- ширина разрезной траншеи; д = 50⁰ - угол падения залежи; П_п -ширина рабочей площадки.

Ширина рабочей площадки по простиранию:

П_п = П_min + м·Q_э.г·n_б/12·m_г·h=80+1,5*1420300*1/12*120*15=179м

где П_min - минимальная ширина рабочей площадки (обычно П_min = 60ч80 м), м; Q_э.г - годовая производительность экскаватора, м³; n_б - количество добычных экскаваторов работающих на одном уступе, ед.

Годовая производительность экскаватора:

Угол откоса рабочего борта карьера [1, стр.34]:

(16)



6. Производственные процессы

6.1 Подготовка горных пород к выемке

Подготовку скальных и полускальных пород к выемке ведут с использованием энергии взрыва как наиболее универсального и эффективного способа.

Вначале нужно обосновать угол наклона скважины к горизонту. Для этого следует ориентироваться на применение наклонных скважин, пробуриваемых параллельно откосу уступа (с учетом технических возможностей принятого бурового станка).

С точностью до 0,5 м рассчитывается глубина скважины[1, стр.67]:

, (17)

где L_c - глубина скважины, м; в - угол наклона скважины к горизонту, 75 град; l_п - длина перебура, м.

(18)

где h - высота уступа; Н_ч.max - максимальная высота черпанья экскаватора ЭКГ-5.

(19)

Длина перебура возрастает с увеличением крепости разрушаемых пород.



Вычислить диаметр скважины[1,стр.65]:

(20)

где d_c - диаметр скважины, мм; d_Д - диаметр долота, 244,5мм; К_рс - коэффициент расширения скважины при бурении 1,05.

Сменную производительность бурового станка определяется по формуле[1, стр.74]:

(21)

где П_б - сменная производительность бурового станка, м; Т_см - продолжительность смены, мин; Т_пз = 20-30 - продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин; Т_р = 10-30 - продолжительность регламентированных перерывов, мин; Т_вп = 60-90 - внутрисменные внеплановые простои, мин; t_о - основное время, затрачиваемое на бурение 1 м скважины, мин; t_в - продолжительность вспомогательных операций при бурении 1 м скважины, мин.

Длительность вспомогательных операций для шарошечного бурения - 2-4 мин/м[1].

Отсюда продолжительность основных операций[1, стр.73]:

(22)



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

Сопоставим расчетную сменную производительность станка с нормативной(табл.18 [3]). Разница превышает 10%, для дальнейших расчетов следует принять нормативное значение П_б = 80м[2].

Годовую производительность бурового станка рассчитывается по формуле[1, стр.75]:

(23)

где П_БГ - производительность бурового станка, м/г; N_см.б - количество рабочих смен бурового станка в течении года 600 (табл.19[3]).

По исходным данным выбирается ВВ - Аммонал скальный №3

Определить линию сопротивления по подошве (ЛСПП):

(24)

где W - линия сопротивления по подошве, м; К_В - коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве1,0(табл.21 [3]);

d_c - диаметр скважины, 0,257 м; Д - плотность заряжания ВВ в скважине, 1,1 кг/м³(табл. 22[3]); m - коэффициент сближения зарядов - 1 (табл.21[3]), К_ВВ - переводной коэффициент от аммонита №6 ЖВ к принятому ВВ 0,8( табл.22 [3]); г - плотность породы, 3 кг/м3 (табл2 [3]).

Рассчитывается величина ЛСПП с учетом требований безопасного ведения буровых работ у бровки уступа:

(25)

где W_б - значение ЛСПП по возможности безопасного обуривания уступа, м; д_П - ширина возможной призмы обрушения, 3 м(табл.13 [3]).

Для данного расчета выбираем конструкцию (В).

Длина заряда вычисляется по формуле:

(28)

где l_BB - длина заряда ВВ, м; l_з - длина забойки, м; l_пр - длина промежутка, м;

(29)

Определить массу заряда в скважине по формуле:

(30)

где Q_з - масса заряда, кг; d_с - диаметр скважины, м.

Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса равна:

(31)

где q - удельный расход ВВ, кг/м³ q=0,7 ; а - расстояние между скважинами в ряду, м; b - расстояние между рядами, м.

(32)

Принимаем шахматную сетку(В). Проверить возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом заряда ВВ установленной массы:

(33)

Отсюда следует ,что условие не выполняется, то в первом ряду используют парно-сближенные скважены, в одну из них размещают заряд ВВ, массу заряда во второй сквожине можно найти по формуле:

Q'_з = W' h q (a' a), (34)

Q'_з = 8150,7(1,47-7)=201кг

где W' ЛСПП при парносближенных скважинах (рис. 9, г), м; а' расстояние между смежными парами скважин (рис. 9, г), м.

Рассчитать объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:

(34)

где V_бл - объем взрываемого блока, м³; Q_см.п - сменная эксплуатационная производительность экскаватора, 2029 м³[1, стр.168]; n_см - число рабочих смен экскаватора за сутки, 3 ед; n_Д - норматив обеспечения экскаватора взорванной горной массой (для южной климатической зоны 30 сут), сут.

Определить длину блока по формуле:

(35)

где L_бл - длина блока, м; n_р - число взрываемых рядов скважин, 4 ед.

Найти число скважин, взрываемых в одном ряду[1, стр.111]:

(36)

Вычислить общий расход ВВ на блок:

(37)

Рассчитать выход горной массы с 1 м скважины[1, стр112] м³:

(38)

Найти интервал замедления:

(39)

где К_з - коэффициент, зависящий от взрываемости пород(табл.21 [3]).

По расчетной величине t подбирается ближайшее пиротехническое реле РП-8[1]. принимаем 10 мс (табл. 3.14, стр. 93)

Выбирается схема коммутации скважинного заряда и вычерчивается с расстановкой РП-8. Так как породы средневзрываемые выбираем схему коммутации порядную с поперечными рядами. (Б)

Рассчитать ширину развала взорванной горной массы:

(40)

Определить высоту развала:

(41)



Найти инвентарный парк буровых станков по формуле:

(42)

где А_ГМ - годовая производительность по горной массе, т; П_бг - годовая производительность бурового станка, м.

6.2 Выемочно-погрузочные работы

Определить ширину экскаваторной заходки при погрузке горной массы в средства транспорта можно по формуле:

(43)

Количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы вычисляется по формуле:

(44)

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

Расчетное значение n_П следует округлить до ближайшего целого и откорректировать ширину экскаваторной заходки.

(45)



Сменную эксплутационную производительность экскаватора Q_э.см при разработке хорошо взорванных скальных пород вычисляют, принимая продолжительность цикла t_ц = 28,6с для угла поворота под погрузку 135⁰:

(46)

где Е - вместимость экскаваторного ковша 8м³(прил.1 [3]), Т_см - продолжительность смены -8 ч; К_з = 0,7-коэффициент влияния забоя; К_Н =0,7 - коэффициент наполнения ковша; К_р = 1,4- коэффициент разрыхления породы в ковше; К_пот - коэффициент потерь экскавируемой породы0,98 (табл. 26 [3]) ; К_у - коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя, квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики 0,95(табл. 26 [3]); К_И - коэффициент использования экскаватора в течении смены, учитывающий организационные и технологические перерывы 0,65(табл. 26 [3]).

Годовую эксплуатационную производительность экскаватора вычисляют по формуле:

(47)

где Q_Э.Г. - годовая эксплутационная производительность экскаватора, м³; N_э.см - количество рабочих смен экскаватора в течении года для принятого режима работ карьера[3, табл.28].

Инвентарный парк экскаваторов находят по формуле:



(48)

где N_Э.И. - инвентарный парк экскаваторов, ед; А_ГМ - годовая производи- тельность карьера по горной массе, т; г - плотность пород, т/м³.

6.3 Транспортировка горной массы

Для выбранной модели подвижного состава необходимо установить грузоподъемность и вместимость кузова [1 прил. 2, 3 и 4].

Вначале следует определить общую продолжительность транспортного цикла (оборота):

(50)

где Т_об - время полного оборота транспортного средства, ч; t_П - время погрузки, ч; t_ГР - время движения с грузом, ч; t_Р - время разгрузки автосамосвала, ч; t_ПОР - время движения порожняка, ч; t_ОЖ - время задержек в пути, ожидания погрузки и разгрузки [3 табл. 30], ч.

Время погрузки вычисляется исходя из фактической грузоподъемности q_ф (вместимости кузова V_ф) автосамосвала:

(49)

где n_В - количество вагонов в составе (при автотранспорте n_В = 1)

(50)



При погрузке одноковшовыми экскаваторами q_ф и V_ф устанавливаются по числу ковшей, загружаемых в кузов:

(51)

где q и V - паспортные грузоподъемность (27 т)

Округлив расчетные значения n_к до целого, устанавливают q_ф и V_ф:

(53)

(54)

т.к. г>q/V, то расчеты выполняются по формулам (49) и (51) .

Время движения подвижного состава для укрупненных расчетов можно установить по формуле:

(55)

где L_ТР - расстояние транспортировки, км; н_СР - средняя скорость движения в обоих направления, км/ч.

Время разгрузки рассчитывается по формуле:

(56)



где t_Р - время разгрузки одного автосамосвала, ч.

Сменную производительность подвижного состава вычисляют по выражению:

(57)

где Q_Т - сменная производительность подвижного состава, т; Т_СМ - продолжительность смены, ч; К_И = 0,9 - коэффициент использования сменного времени подвижным составом.

Принимается закрытый цикл движения автосамосвалов.

При закрытом цикле рабочий парк автосамосвалов, обслуживающих один экскаватор, равен:

(58)

Суточный пробег автосамосвала:

(59)

Коэффициент технической готовности G = 0,94. Инвентарный парк автосамосвалов, при закрытом цикле обслуживания:

(60)

где N_и.а - инвентарный парк автосамосвалов, ед; N_Э.И - инвентарный парк экскаваторов, ед.

6.4 Отвалообразование вскрышных пород

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

При автотранспорте применяется бульдозерное отвалообразование.

Высота отвала выбирается в зависимости от крепости пород. Для пород с крепостью 12 принимается высота отвала 15-20 м [3, табл.35].

Определить удельную приемную способность отвала:

(61)

где л =1,5 - коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова автосамосвала; b_а - ширина кузова автосамосвала [3, прил.2 ], м.

Вычислить длину отвального участка по условия планировки:

(62)

где Q_бо - сменная производительность отвального бульдозера ДЗ-60, м³.

Определить количество одновременно разгружающихся автосамосвалов N_a на отвале:

(63)

Рассчитать объем бульдозерных работ на отвале:



(65)

где V_б - сменный объём бульдозерных работ на отвале, м³ ; К_зав = 0,3-0,6 - коэффициент заваленности верхней площадки отвала[2].

Вычислить общую необходимую длину отвального фронта:

(66)

где К_зав - число резервных участков, N_о.рез = (0,5-1,0)-N_a; L_oу - наибольшее из значении длины отвального участка по условиям разгрузки L_op и планировки L_on.

Найти инвентарный парк отвальных бульдозеров:

(67)

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



Заключение

В данном курсовом проекте принята следующая технология производственных процессов: подготовка пород к выемке буровзрывным способом, бурение скважин осуществляем буровым станком СБШ-250Н в количестве 2 единиц. Разрушение негабаритов осуществляется взрывом, методом шпуровых зарядов. Выемка горных пород осуществляется экскаваторами ЭКГ - 5, инвентарный парк которых составил 5 машин, при этом транспортирование горной массы организовали по закрытому циклу автосамосвалами БелАЗ -540А инвентарный парк которых 196 автосамосвала. Приняли периферийное бульдозерное отвалообразование с использованием бульдозеров ДЗ - 60 на базе трактора Д-701) в количестве 4 единиц.



Литература

1. Технология открытых горных работ: учеб.пособие / В. Н. Синьчковский, В. Н. Вокин, Е. В. Синьчковская. - 2-е изд., перераб. и доп. - Красноярск : ИПК СФУ, 2009. - 508 с.

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

3. Технология горного производства: Метод. указания по выполнению курсового проекта для студентов специальностей 090200, 090400, 170100, 180400, 330200 / Сост. В.Н. Вокин, Е.В. Кирюшина, Г.Н. Потехин; Гос. Образоват. Учреждение “ГАЦМиЗ”. - Красноярск, 2003. - 60 с.

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

Размещено на Allbest.ru