Технология и комплексная механизация Репьёвского угольного месторождения

Данный курсовой проект ставит своей целью закрепление знаний по технологии разработки месторождения по курсу «Технология открытых горных работ», приобрести необходимые навыки инженерного мышления, понять основные закономерности и взаимосвязи открытых горных работ.

Под системой разработки понимают определенный порядок производства горных работ в пределах карьерного поля или его участка. Она отражает принятые решения по формированию рабочей зоны карьера в пространстве и во времени, соразмерном развитию работ на уступах.

Обоснование систем разработки предусматривает установление количественных зависимостей между основными размерами залежи, карьерного поля, элементами системы разработки, параметрами и расстановкой оборудования и производственной мощностью карьера.

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

Работа сводится к следующему. Для отработки конкретного месторождения подбираются 2 конкурентоспособных технологических схемы, из них на основании технико-экономического сравнения выбирается одна. 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. Завершает курсовой проект раздел «Планирование и организация горных работ», где составляется планограмма производства горных работ.

1. Краткая характеристика месторождения и размеры карьера

Репьёвское месторождение находится на территории Уральского федерального округа. Запасы составляют - 71,2 млн.т. Годовая производительность по углю составляет - 2 млн.т.

Мощность угольного пласта - 29 м; наносов - 45 м.

Угол падения залежи - 2,5 град.

Плотность:

Угля - 1,4 т/м3;

Наносов - 2 т/м3 ;

Вмещающих пород - 2,8 т/м3.

Коэффициент крепости:

Угля - 1,6;

Наносов - 1,8;

Вмещающих пород - 7.

Задаваясь длиной пласта по простиранию 2500 м., исходя из заданных запасов угля, находим ширину карьера вкрест простирания.

(1.1)

где Р - запасы угля, млн.т; Y- плотность угля, т/м3; Lпр- длина залежи по простиранию, м; h- мощность угольного пласта, м

Длина залежи в крест простирания не должна превышать 1000 м.

По заданному углу падения пласта вычисляем среднюю мощность вмещающих пород на середине ширины карьера в крест простирания залежи.

(1.2)

где - угол падения залежи, град;

Отсюда мощность вскрыши на границе карьерного поля с отметкой 1000 метров составит:

Н=hн+hв (1.3)

Где hн - мощность наносов, м;

Н=45+15=60 м

2. Общий режим работы и производительность разреза

Годовая производительность разреза по горной массе:

млн.т. (2.1)

где Ап - годовая производительность по углю, млн.т/год; Авн- годовая производительность по наносам, млн.м3; Авв- годовая производительность по вмещающим породам, млн.м3; Yв - плотность вмещающих пород; Yн - плотность наносов.

Годовая производительность по вскрыше:

млн.м3 (2.2)

по вмещающим породам

млн.м3 (2.3)

по наносам

млн.м3 (2.4)

где- плотность вмещающих пород, т/м3; - плотность наносов, т/м3.

Квв- коэффициент вскрыши по вмещающим породам

м3/т

Квн- коэффициент вскрыши по наносам

м3/т

Т.к. производительность карьера по горной массе не превышает 25 млн.т горной массы в год, то принимаем шестидневную рабочую неделю и две смены в сутки, продолжительность смены двенадцать часов.

Т.к. климатический район расположения карьера относится к средним районам, то принимаем [1,таблица 1.1] 290 рабочих дней в году.

3. Добычные работы

Выбор добычного оборудования производится в соответствии с мощностью пласта полезного ископаемого, заданной производительности и расстояния транспортировки полезного ископаемого. Проанализировав заданные показатели и учитывая характеристики месторождения можно сделать вывод, что добычные работы на данном месторождении целесообразно проводить экскаваторами цикличного действия с применением в качестве подвижного состава автомобильный транспорт.

Исходя из вышеизложенного и из того, что высота угольного пласта равна 29 метра добычные работы на Репьёвском разрезе будут производиться экскаваторами ЭКГ-8и с высотой черпанья 13,5 метра. Пласт угля разбиваем на три уступа.

Принимаем паспортную продолжительность цикла для выбранной модели экскаватора равной 28 секунд и вычисляем паспортную производительность.

 (3.1)

Рассчитываем минимальную продолжительность рабочего цикла для среднего угла поворота разгрузки 120 град. (2,09 рад.).

(3.2)

где tч - время черпанья; tп - время поворота; tр - время разгрузки.

(3.3)

(3.4)

Подбираем значения коэффициентов разрыхления породы в ковше и наполнения ковша.

Кр.к=1,6

Кн.к=1

Определяем техническую производительность экскаватора, учитывая коэффициент влияния технологии выемки. Кт.в=0,8.

(3.5)

Рассчитываем эффективную производительность экскаватора.

(3.6)

где - коэффициент, учитывающий несоответствие между фактической трудностью экскавации пород в сложном забое; Кпот - коэффициент, учитывающий потери экскавированной породы; Ку - коэффициент управления;

Вычисляем коэффициент обеспеченности забоя порожником.

(3.7)

где Vc - вместимость кузова автосамосвала; Кнер - коэффициент неравномерности; tо - время обмена.

Коэффициент использования выемочной машины.

(3.8)

Определяем сменную эксплуатационную производительность экскаватора.

 (3.9)

где Ккл - коэффициент влияния климатических условий.

Годовая производительность экскаватора.

(3.10)

Парк экскаваторов.

(3.11)

Скорректированная производительность ЭКГ-8и.

(3.12)

Дальность транспортирования угля

(3.13)

км.

Так как производительность карьера по углю Ау=2 млн.т. и расстояние транспортирования составляет 1,1 км., то целесообразнее выбрать автотранспорт.

На добычных работах применяем автосамосвал БелАЗ-548.

Определяем количество ковшей породы, загружаемой в кузов каждого транспортного средства.

(3.14)

(3.15)

где nк.г и nк.о - количество ковшей породы, загружаемой в транспортный сосуд; q - грузоподъемность транспортного средства, т; V - вместительность его кузова, м3; КР - коэффициент разрыхления; КН - коэффициент наполнения.

Находим фактические грузоподъемность и вместимость кузова транспортного средства.

(3.16)

(3.17)

для 6 ковшей

для 4 ковшей

Устанавливаем коэффициенты использования грузоподъемности (Кq) и вместимости (Кv).

Для 6 ковшей(3.18)

(3.19)

для 4 ковшей

Находим фактические грузоподъемность и вместимость кузова транспортного средства для 5 ковшей.

для 5 ковшей

Устанавливаем коэффициенты использования грузоподъемности (Кq) и вместимости (Кv) для 5 ковшей.

для 5 ковшей

Т.к. вместимость кузова с шапкой у автосамосвала БелАЗ-548 составляем 26 м3, то принимаем 5 ковшей при погрузке.

Расчетная скорость движения принятой модели автосамосвала. Vдв=30 км/ч.

Определяем интервал следования автомобилей.

(3.20)

где а - допустимое расстояние между машинами при их остановке, м (а=2м); la - длина машины, м; tд - время реакции водителя, ч; Lт - длина тормозного пути, м.

Вычисляем пропускную способность автодорог при однополосном движении груженных машин (машин/час)

(3.21)

где n - число полос движения; Кн - коэффициент неравномерности движения.

Устанавливаем расчетную пропускную способность автодороги при дополнительном коэффициенте резерва Крез=0,85.

(3.22)

Находим провозную способность капитальной траншеи (т).

(3.23)

Рассчитываем необходимый сменный грузооборот карьера.

(3.24)

Wа>Mн, следовательно, расчетные значения подходят.

Вычисляем отношение паспортной грузоподъемности (q, т) автосамосвала к вместимости (V, м3) его кузова.

(3.25)

Т.к. , то эксплуатационные ведем по фактической вместимости (Vф) транспортного средства.

Определяем время погрузки одного автосамосвала.

(3.26)

где Тц - время цикла экскаватора; Кр.в - коэффициент экскавации, Кц=0,8; Vк - объем ковша.

Находим среднее время движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях.

(3.27)

где l1, l2... ln - протяженность участков с одинаковыми транспортными условиями, км; V1, V2... Vn - средние скорости движения на этих участках, км/ч.

Рассчитываем время оборота автосамосвала.

(3.28)

где tр - время разгрузки автосамосвала, мин; tз - время задержек и маневров, мин.

Вычисляем сменную эксплуатационную производительность автосамосвала.

(3.29)

где Ки - коэффициент использования автосамосвала во времени в течении смены.

Находим инвентарный парк автосамосвалов, принимая организацию движения по закрытому циклу.

(3.30)

Определяем суточный пробег автосамосвала при двухсменном режиме его работы.

(3.31)

Вычисляем инвентарный парк автосамосвалов.

(3.32)

где - коэффициент технической готовности автопарка.

4. Вскрышные работы

В этом разделе подбираем два конкурентно способных варианта технологических схем. Производим их экономическое сравнение и выбираем один оптимальный.

1 вариант - технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство с использованием одного экскаватора ЭШ-15/90 для отработки верхней части вскрыши (наносов), установленного на подуступе вскрышного уступа, и второго экскаватора ЭШ-15/90 для отработки развала и переэкскавации, установленного на предотвале.

Применение технологических комплексов для перевалки вскрышных пород в выработанное пространство очень экономично и желательно во всех случаях, когда это возможно.

2 вариант - Райчихинская технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство с использованием одного экскаватора ЭШ-25/100, установленного на предотвале.

Технологическая схема с перевалкой пород в выработанное

пространство.

Угол откоса вскрышного уступа - 70 град

Вскрышные породы - крепкий алевролит (Пэ=3)

Так как крепость пород f=2,8, то применяем БВР.

Буро-взрывные работы

Начальная скорость движения кусков породы.

(4.1)

где Vс - средняя скорость смещения частиц породы на стенках зарядной камеры (в средневзрываемых породах (категория по взрываемости) Vc=2700 м/с); n1- физико-механическая постоянная взрываемой породы [2, ф. 3,5];

n1=1,35-0,06*lср=1,35-0,06*0,35=1,3 (4.2)

q1- удельный расход ВВ [2, таб. 3.5]; - плотность ВВ, кг/м3, =900 кг/м3.

Дальность перемещения породы

(4.3)

где - угол падения пласта, град.; h0- высота откольной зоны, м.;

м (4.4)

- угол наклона скважины, град.; Р - константа.

(4.5)

м

Ширина развала:

м (4.6)

Высота развала по линии его контакта с вновь образованным откосом уступа

где Н - мощность вмещающих пород.

Максимальная высота развала.

месторождение карьер вскрышной добычный

(4.7)

Высотные отметки промежуточных точек развала.

(4.8)

(4.9)

Длина скважины Lc= м.; (4.10)

Диаметр скважины

dс= мм., [2, таб. 3,5]; (4.11)

где dд- диаметр долота, мм; Крс- коэффициент расширения скважин при бурении;

Линия сопротивления по подошве

м., (4.12)

где - угол наклонна скважины к горизонту, град.; Кв- коэффициент учитывающий взрываемость пород;

Величина ЛСПП с учетом требования безопасности ведения буровых работ у бровки уступа, м:

(4.13)

где bп - ширина возможной призмы обрушения, м.

Расстояние между скважинами в ряду:

(4.14)

где m - коэффициент сближения зарядов.

м

Расстояние между рядами скважин:

м (4.15)

Рассчитаем массу заряда в скважинах первого и последующих рядов:

Масса заряда в скважине

Qвв= кг., [2, таб. 3,5]; (4.16)

где р - вместимость ВВ в скважине с учетом корректив;

кг/м; (4.17)

lвв- длина заряда;

lвв=Lскв-lз-lн=14-4=10м (4.18)

(4.19)

lн - величина недобура, lн =1м.

Проверяем Расчетную массу заряда по вместимости:

(4.20)

Условие выполняется.

Число рядов скважин:

ед (4.21)

Объем взрывного блока

м3; (4.22)

где nд- обеспеченность экскаватора взорванной горной массы, дней.

Длина взорванного блока

м; (4.23)

Число скважин в одном ряду

ед; (4.24)

Расход ВВ на блок

Qв.б= кг; (4.25)

Рассчитываем расход ВВ на блок (кг), исходя из расчетной массы скважинного заряда по условиям вместимости

Qв.б= кг(4.26)

Для дальнейших расчетов принимаем расход ВВ равным 68880 кг.

Выход горной массы

м3 /м (4.27)

Применяемый буровой станок 2СБШ- 200Н

Производительность бурового станка Qб=105 м/см., [1, таб. 1.2]

Парк буровых станков:

(4.28)

где Nсм - число рабочих смен в году, ед.;

ед.

Коэффициент разрыхления в отвале Кр=1,2

Технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство (вариант 1)

1 вариант - технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство с использованием одного экскаватора ЭШ-15/90 для отработки верхней части вскрыши (наносов), установленного на подуступе вскрышного уступа, и второго экскаватора ЭШ-15/90 для отработки развала и переэкскавации, установленного на предотвале.

Проверка экскаватора ЭШ-15/90 по основным конструктивным размерам:

(4.23)

где - угол откоса отвала, град.

м

Высота разгрузки экскаватора ЭШ-15/90 равна37,3 метра.

По максимальному радиусу разгрузки:

(4.24)

где В - расстояние от оси хода экскаватора до верхней бровки вскрышного уступа, м.;

(4.25)

где Шх.э.- ширина хода экскаватора, м.; вп- берма безопасности, м.;

м

- угол откоса вскрышного уступа, град.; - берма безопасности, м.; - угол откоса добычного уступа, град.; Б- ширина транспортной полосы, м.; Н0- высота отвала, м.

м (4.26)

м.

Простая перевалка не проходит, т.к. Rр экскаватора ЭШ-15/90 равен 83 метрам. Принимаем усложненную схему с установкой одного ЭШ - 15/90 на подуступе вскрышного уступа и второго ЭШ-15/90 для отработки развала и переэкскавации, установленного на предотвале.

Годовая производительность экскаватора ЭШ- 15/90:

(4.27)

где Qэ.см.- сменная производительность драглайна, м3; nсм- число рабочих смен в течение суток, ед; Nраб- число рабочих дней экскаватора,в течение года, сут.

м3

Парк вскрышных экскаваторов ЭШ - 15/90 для отработки наносов:

ед (4.28)

Парк вскрышных экскаваторов ЭШ - 15/90 для отработки развала и переэкскавации:

ед

Скорректированная производительность вскрышных экскаваторов ЭШ - 15/90:

м3/год

Длина экскаваторного блока:

(4.29)

где Lф - длина фронта работ, м.

м

Технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство (вариант 2)

2 вариант - Райчихинская технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство с использованием одного экскаватора ЭШ-25/100, установленного на предотвале.

Объем верхней части вскрыши (наносов), развала и переэкскавируемой породы равен 4300000 м3/год.

Годовая производительность экскаватора ЭШ-25/100, производящего переэкскавацию:

м3

Парк экскаваторов ЭШ - 25/100, ведущих переэкскавацию.

ед (4.30)

5. Горно-капитальные работы

Подготовка поверхности и осушения месторождения, выполненные полностью или частично, позволяют приступить к горно- капитальным работам. К ним относят работы по удалению покрывающих пород, созданию капитальных разрезных траншей и котлованов, а так же насыпей, которые позволяют начать систематичное производство вскрышных и добычных работ в строгом соответствии с проектом.

Схема проходки.

Вариант 1.

Карьерное поле вскрываем одной центральной траншеей.

Породную разрезную траншею отрабатывают драглайном ЭШ-15/90 с размещением породы на нерабочем борту, добычная разрезная траншея- добычным экскаватором с использованием автомобильного транспорта.

Минимальная ширина траншеи по дну

Вmin=16м [4, таб. 2.5];

Необходимая ширина породной траншеи по дну

Шп=в+h(ctg+ctg)+Б+А+Е, м. (5.1)

где Е- расстояние между нижними бровками не рабочего борта траншеи и первой отвальной заходки, м.;

Е=0,5(H+h)(ctg-ctg)=0,5(45+29)(ctg35-ctg70)=39м (5.2)

Шп=6+29(ctg75+ctg70)+10+40+39=113 м.

Объем породной разрезной траншеи

м3 (5.3)

Объем добычной разрезной траншеи

, м3 (5.4)

где Lр - длина добычного фронта (она на 10-20% меньше Lф), м.; Шд- ширина добычной траншеи по дну, м.;

Шд=Б+А+Е=10+40+39=89м (5.5)

м3

Объем работ по разносу вскрышных уступов

Vр=Vр”, м3 (5.6)

где Vр”- объем работ по выемке первой заходки для создания необходимого опережения между вскрышным и добычным экскаватором, м3.

(5.7)

Объем вскрывающей траншеи

, м3 (5.8)

где Вт - ширина траншеи по дну при ж/д транспорта, м; руководящий уклон.

м3

Общий объем горно-капитальных работ Vгкр = Vв.т+Vр.в+Vр.д+Vр=1946364+14555100+6405125+2250000=25156589 м3

Длительность выполнения Г.К.Р.

Длина вскрышной траншеи

Lв.т=м. (5.10)

Вариант 2.

Карьерное поле вскрываем двумя фланговыми траншеями.

Горно-строительный объем вскрывающей траншеи

=м3

Так как карьер вскрывается двумя наклонными фланговыми траншеями, то суммарный горно-строительный объем наклонных траншей будет:

м3 (5.11)

Горно-строительный объем породной разрезной траншеи

м3 (5.3)

Объем добычной разрезной траншеи

м3

Объем работ по разносу вскрышных уступов

(5.7)

Общий объем горно-капитальных работ

Vгкр=Vв.т+Vр.в+Vр.д+Vр=3892728+14555100+6405125+2250000=27102955 м3

Длительность выполнения Г.К.Р.(5.9)

6. Технико-экономическое сравнение вариантов

Экономическая оценка конкурирующих вариантов технологических схем производится по минимуму приведенных затрат на вскрышные работы.

Выручка от реализации полезного ископаемого:

руб. (6.1)

где Ц0 - оптовая цена 1 т. полезного ископаемого, руб.

Эксплуатационные расходы на добычу полезного ископаемого:

руб. (6.2)

где Сд - себестоимость 1 т. полезного ископаемого, руб.

Вариант 1.

Единовременные вложения (инвестиции) на приобретение, доставку, монтаж оборудования, включая затраты на кабель и комплекс запасных частей:

тыс. руб (6.3)

где Бс - балансовая стоимость экскаватора, тыс.руб.

Затраты на экскавацию горной массы

Зэ = Зпост Nсп + [З'пер + (З''пер + Сээ) Кир] Nсм Тсм Nсп, (6.4)

где Зпост - постоянные годовые расходы по экскаваторам, руб (таблица 29 [8]);

Nсп - инвентарный парк экскаваторам, ед;

З'пер - переменные эксплуатационные расходы за 1 час календарного времени, руб (таблица 29 [8]);

З''пер - переменные эксплуатационные затраты за 1 машино час, руб (таблица 29 [8]);

Cээ - стоимость часового расхода электроэнергии, руб;

Кир - коэффициент использования бурового станка.

Стоимость часового расхода электроэнергии экскаваторами находится по формуле:

Cбэ = Nдв КN Кпот /Кз Цэ, (6.5)

Здесь Nдв - суммарная установленная мощность двигателей, кВт( таблица 3.4 [4]);

КN - коэффициент использования мощности двигателя (таблица 9.8 [4]);

Кпот =1,1 коэффициент потерь;

Кз - коэффициент КПД двигателя при средней его загрузке, (таблица 9.8 [4]);

Цэ - плата за 1 кВт - ч на стороне первичного напряжения (таблица 28 [8]).

Эксплуатационные расходы на производство вскрышных работ:

Таблица 6.1 - Эксплуатационные затраты

Амортизационные отчисления на реновацию вскрышного оборудования:

тыс.руб. (6.6)

где прен - норма реновации, %.

Простая норма прибыли:

(6.7)

где Пч - чистая годовая прибыль, тыс. руб.

Срок окупаемости инвестиций:

(6.8)

Вариант 2.

Единовременные вложения (инвестиции) на приобретение, доставку, монтаж оборудования, включая затраты на кабель и комплекс запасных частей:

тыс.руб.

Эксплуатационные расходы на производство вскрышных работ:

Таблица 6.2 - Эксплуатационные затраты

Амортизационные отчисления на реновацию вскрышного оборудования:

тыс. руб.

Простая норма прибыли:

где Пч- чистая годовая прибыль, руб.

Срок окупаемости инвестиций:

Таблица 6.3 - Расчет чистой прибыли

Если варианта отличаются друг от друга не более чем на 15-20%, то варианты можно считать равноценными и предпочтение отдают наиболее простому и надежному.

Из выше рассмотренных вариантов технологических схем приходим к выводу, что рассматриваемые вариант №1 наиболее выгоден, т.к при равенстве чистой прибыли простая норма прибыли больше на 0,03, а срок окупаемости меньше на 2 года. К дальнейшему применению рекомендуется бестранспортная схема с применением на вскрыше экскаваторов ЭШ-15/90и на добыче ЭКГ-8и.

7. Планирование и организация, вскрышных и добычных работ