Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

Федеральное государственное бюджетное образовательное

учреждение высшего профессионального образования

«Кузбасский государственный технический университет

имени Т. Ф. Горбачева»

Кафедра открытой разработки месторождений полезных ископаемых

Курсовой проект

по дисциплине:

«Технология и комплексная механизация открытых горных работ»

на тему:

«Обоснование конечной глубины, производственной мощности и структуры комплексной механизации карьера»

Выполнил: студент группы

Проверил: доцент, к.т.н.

Мартьянов В.Л.

Белово 2013



Содержание

1. Геологическая и горнотехническая характеристика месторождения

2. Основные параметры карьера

2.1 Границы карьерного поля

2.2 Расчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши в границах карьерного поля

3. Календарный график и график режима горных работ

4. Горно-строительные работы для сдачи карьера в эксплуатацию

4.1 Организация проходческих работ

5. Обоснование структуры комплексной механизации

5.1 Общее положение

5.2 Расчет параметров БВР

5.3 Расчет параметров экскавации

5.4 Расчет транспорта

5.5 Отвалообразование

6. Вскрытие рабочих горизонтов в период эксплуатации

6.1 Объемы и параметры вскрывающих выработок

7. Список используемой литературы

Приложения (миллиметровки)



1. Геологические и горнотехнические характеристики месторождения

По условию залегания данное месторождение относится к крутопадающим залежам: угол падения пласта, =45 град. Нормальная мощность пласта, m=15 м, плотность полезного ископаемого - 1,35 т/м³. Мощность рыхлых отложений, hо=10 м; крепость коренных пород - 70 Мпа, плотность коренных пород - 2,5 т/м³, длина карьера - 3000 м.

Угол откоса нерабочего борта принимается равным 45 град. Угол откоса рабочего борта 20 град.

По заданию коэффициент вскрыши (Кгр) равен 10 м³/т.



2. Основные параметры карьера

К основным параметрам карьера относятся:

1) Длина карьера - Lк.

2) Ширина карьера - Вк.

3) Длина дна карьера - Lд.

4) Ширина дна карьера - Вд.

5) Глубина карьера - Нк.

6) Угол откоса нерабочего борта карьера - гнб.

7) Угол борта в торце карьера - гнт.

2.1 Границы карьерного поля

геологический месторождение карьерный поле

Основные параметры карьера ограничивают массив месторождения, который включает определенный объем вскрыши и запасы полезного ископаемого.

Соотношение этих объемов и запасов при эксплуатации не должно быть больше граничного коэффициента вскрыши, соответствующего данным горно-геологическим условиям.

В соответствии с исходными данными, граничный коэффициент равен

Кгр =10 м³/т, длина карьера Lк = 3000 м, ширина дна карьера принята Вд = 20м.

Определение границ карьерного поля

Глубина карьера определяется по контурному коэффициенту вскрыши с помощью графоаналитического метода расчета и в сравнении его на каждом горизонте углубления горных работ с граничным коэффициентом вскрыши. Принимаем высоту горизонтов, h1=h2=hi=20м. Контуры бортов карьера при каждом углублении горных работ отстраиваются под углом погашения горных работ от пересечений линий горизонтов с кровлей пласта, т.е. согласно заданию в 45^о.

Определение глубины карьера

Площадь полезного ископаемого между соседними горизонтами

S_пи =m_гг=1620=320м

Запасы полезного ископаемого на горизонте

Q_пи =S_пипи,

где S_пи - сечение полезного ископаемого.

_пи - плотность полезного ископаемого, т/м³.

Q_пи = 320* 1,35 = 432т,

Подсчет объема вскрыши на 1 м длины карьерного поля (площадей):

Для висячего бока:

S^в_в = м³

м³

м³

м³

м³

м³

Для лежачего бока:

S^л_в = м³

м³



м³

м³

м³

м³

Объем вскрыши по горизонтам по сумме объемов висячего и лежачего боков залежи

S_в= S^в_в +S^л_в

S₁=504+285=789 м³

S₂=1008+560=1568 м³

S₃=1512+840=2352 м³

S₄=2007+1120=3127 м³

S₅=2430+1390=3820 м³

Находим контурный коэффициент вскрыши:

,

Найденные значения Размещено на http://www.allbest.ru/

заносим в таблицу и для каждого горизонта величину Ккi сравниваем со значением Кгp. На том горизонте, где Кki будет примерно равен Кгр следует прекращать открытые горные работы и переходить к подземным. Этот горизонт и определит конечную глубину карьера (см. табл. 2.1.1.1.1).

Таблица 2.1.1.1.1

№ гор.	Si	Qi	K кi	Кгр
1 2 3 4 5	789 1568 2362 3127 3820	432 432 432 432 432	1,8 3,6 5,4 7,3 9,5	< 10 < 10 < 10 < 10 ?10

Глубина карьера составит Нк = 110 м, ширина карьера по верху Вк = 252м (измеряются с учетом масштаба на построенном на миллиметровке профиле).

Все текущие построения и расчеты представлены в приложении 1 (на миллиметровке).

Принимаем следующие основные параметры карьерного поля:

Длина карьера по поверхности - L_к=3000м.

Ширина карьера по поверхности - В_к=252м

Ширина дна карьера - В_д=19м

Глубина карьера - Н_к= 110м

Угол откоса нерабочего борта карьера - 45

Угол откоса рабочего борта карьера - 20

2.2 Расчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши в границах карьера

В установленных границах карьера необходимо определить, какое количество запасов полезного ископаемого заключено в этих границах и какие объемы вскрыши необходимо удалить из карьера при эксплуатации, чтобы добыть эти запасы.

Объемы вскрыши (V_в) и геологические (без учета потерь) запасы полезного ископаемого определяются основными параметрами карьерного поля и зависят от условий залегания месторождения. Построения производятся под углом рабочего борта г_р = 20°. Площади вскрыши на 1 м длины карьера по висячему и лежачему бокам залежи рассчитываются как площади трапеций.

Для висячего бока:

м³

м³

м³

м³

м³

м³

Для лежачего бока:

м³

м³

м³

м³

м³

Объем вскрыши:

м³

м³

м

м³

м³

Объем полезного ископаемого:

м³

м³

м³

м³

Промышленный

= 0,95

м³

м³

м³

м³

А где промышленные запасы полезного ископаемого: Q_i = V_{i *} с_пи

Объем потерь полезного ископаемого:

= 0,05

м³

м³

м³

м³

Промышленный объем вскрыши:

м³

м³

м³

м³

м³

= 35531,7 м³

Текущий коэффициент вскрыши:

6183,51218,9=5,07

11673,11210,7=9,6

8995,11202,5=7,5

5441,71194,3=4,6

1982,51186,1=1,7

Средний коэффициент вскрыши:

= 5,9



Промышленные запасы карьера являются основой для установления производственной мощности предприятия - количества полезного ископаемого, которое будет добываться ежегодно в процессе эксплуатации карьера (А_год):

= ,

где Т_а - срок амортизации оборудования карьера, год.

Обоснование производственной мощности карьера

Карьеры	Промышленные запасы, млн/т	Срок амортизации, лет Та	Производственная мощность, млн.т Аr
Малые	До 5-10	8-10	0,1-0,8
Средние	10-20	10-20	0,8-2
Большие	20-150	20-40	2-5

А _год = /10 = 0,6млн. т/год

лет.

Среднегодовой объем вскрыши:

= = = 3,6 тыс. м³/год

= = = 6 м³/т



3. График режима и календарный график горных работ

Графики режима и календарного плана горных работ приведены в приложениях (см. миллиметровки).

График режима горных работ показывает, как распределяются в границах карьера запасы полезного ископаемого и соответствующим им объемы вскрыши в зависимости от глубины карьера.

Сначала строится график режима горных работ на основании распределения объемов вскрыши и добычи по горизонтам. Затем на его основе строится календарный график горных работ с учетом производственной мощности карьера по добыче угля, срока службы карьера и равномерности распределения объемов вскрыши по годам или (если срок службы карьера более 15-20 лет) по периодам отработки с возрастанием текущих объемов вскрыши от периода к периоду.

Рассчитываем распределение промышленных запасов полезного ископаемого по глубине карьера, для чего определяем длину карьера по горизонтам

.

м.

м.

.

м.



с_пи - плотность полезного ископаемого, т/м³.

Промышленные запасы полезного ископаемого по горизонтам:

т

т

т

т

т

А где объемы вскрыши по горизонтам с учетом изменения длины карьера по глубине (горизонтам) ?



4. Горно-строительные работы для сдачи карьера в эксплуатацию

Определяем количество запасов полезного ископаемого, которое необходимо вскрыть и подготовить для сдачи карьера в эксплуатацию:

А_год = /10 = 601,24тыс. т/год

Q_впз = Агод/3, тыс.т.

Q_впз = 601,24/3 = 200,4тыс.т.

Определяем длину разрезной траншеи, подготавливающие эти запасы:

L_рт = Q_впз /(m_г*h_у.ск.*с_п.и.), м

L_рт = 200400/(20*20*1,35) =371,1 м

Объемов горно-строительных работ состоит из объема вскрывающих выработок и объема работ внутри карьера:

V стр. = Vвскв + Vвнкв, где

V_внкв - объем внутрикарьерных выработок, м³;

V_вск.в - объем вскрывающих выработок, м³.

Объем внутри карьерных выработок:

Vвнкв = Vртр +V0стр., где

где Vртр - разрезной траншеи, м³;

V0стр - объем рыхлых отложений при строительстве м³;

Объем разрезной траншеи:

Vр.тр. = Sр.тр* Lр.тр, где

Sр.тр - площадь поперечного сечения разрезной траншеи, м²;

Sр.тр = hу.ск.*(Вр.тр. +1/2 *hу.ск.*(ctgбру.ск.+ctgбп), где

Вр.тр. - ширина разрезной траншеи по дну, м.

б_ру.ск. - угол откоса рабочего борта уступа по скальным породам, 75°

ctgбп - угол падения пласта, 45°.

Ширина разрезной траншеи по низу.

Вр.тр. = 2R_чу+ 2С,

Вр.тр. = 2*12,2+2*1=26,4м

Проверка ширины разрезной траншеи по условию разворота автотранспорта.

· При петлевой схеме разворота:

Вр.тр.п = 2(R +C), где

Rа - минимальный радиус разворота автотранспорта, м. (Rа = 15м)

Вр.тр.п = 2(10,5 + 1) = 23м

· При тупиковой схеме разворота:

Вр.тр.т. = Ra + C +0,5(la +ba), где

la - длина автотранспорта (la = 10,25м)

ba - ширина автотранспорта (ba = 5,36м) БелАЗ 7509

Вр.тр.т. = 10,5 +1 +0,5*(10,25 +5,36) = 19м.

Принимаю ширину траншеи по дну Вр.тр. =19м.

Sр.тр = 20*[22 + 1/2 *20(ctg45 + ctg75)] = 703 м³.

Vр.тр. = 703 * 371,1 = 260883м³.

Объем наносов.

V₀ = S₀*(Lр.тр. +Шр.п.н. + Вт), где

Шр.п.н. - ширина рабочей площадки по наносам, м

Вт - ширина транспортной полосы,м

S0 - площадь поперечного сечения по наносам, м

Вт = С +Т + Z = 1 +6 +3 =10м.

S0 = hу.н. *[(2Шрп +Вр.тр. + hу.ск.*( ctgбру.ск + ctgбп) + hу.н.* ctgбру.н]

S0 = 20 * [2*40 +19 +20 *( ctg75 + ctg45) +20* ctg50] = 3828 м³.

V0 = 3828*(371,1 +35 +10) = 1592831 м³.

Объем внутрикарьерных выработок:

Vвнк. = V0 + Vр.тр.

Vвнк. = 1592831 + 260883 = 1853713,8 м³.

Объем вскрывающих выработок:

Vвск. = Vвнш. + Vвнт. + Vпр.,где

Vвнш. - объем внешней капитальной траншеи, м³.

Vвнт. - объем внутренней капитальной траншеи, м³.

Vпр. - объем примыкания, м³.

Vвнш. = (h₀²/ip)*[Втр./2 + h0/(3ctgбтр.)], где



Втр. - ширина транспортной полосы, м.

Vвнш. = (20²/0,08)*[19/2 + 20/(3ctgб45)] = 58500 м³.

Vвнт. = Втр.*hск.² /(2*i), м³.

Vвнт. = 19*20² /(2*0,048) = 79166 м³.

Vпр. = Впр. *hу.ск.*lпр, где

lпр - длина примыкания, м.

Vпр. = 19*20*40 = 15200м³.

Vвнтр. = Vвнт.+ Vпр. = 79166 + 15200 = 94366 м³.

Vвск. = 58500 + 79166 + 15200 = 152866 м³.

Объем горно-строительных работ.

Vстр. =152866+ 1853713,8 = 2006580 м³.

4.1 Организация проходческих работ

1. Проводиться внешняя наклонная траншея по наносам.

Ширина этой траншеи 19 м.

Длина верхней наклонной траншеи:

lтр.н = hу.н / iр. = 20/0,08 = 250 м.

Объем внешней наклонной траншеи:

Vвтр.н = (hу.н² / iр)* (Втр/2 + hу.н/ 3ctgб)



Vвтр.н =(20/0,08) *(19/2 +20/3ctg45) = 76000 м³

Время проходки данной траншеи:

tпр. = Vвтр. /Пэ.сут = 76000 / 11442 = 12 сут.

2.По наносам проводится разрезная траншея.

· Ширина разрезной траншеи 19 м.

· Длина разрезной траншеи 415м.

· Площадь поперечного сечения разрезной траншеи 780 м².

Sтр = hу.н. *(Вртр. +hу.ctgбтр),

Sтр = 20(19+20*ctg50) = 780 м²

lртр = Lтр. + Шрп.н. + Вт = 371,1 +34,3 + 10 = 415 м.

Объем разрезной траншеи:

Vртр = Sтр.*lртр = 780*415 = 323700 м³

Время проходки:

tпр.= Vртр /Пэ.сут = 323700/11442 = 28 сут.

3. Осуществление отгона бортов по наносам.

Vотг. = Vо - Vртр = 1592831 - 323700= 1269131 м³

Объем каждого блока:

Vотг. =Vбл1. + Vбл.2, где



Vбл1. и Vбл.2 - соответственно объемы первого и второго блоков отгонки наносов.

Vотг./2 = Vбл.1 = Vбл.2 = 1269131/2 = 634565,5 м³

Время проходки каждого блока:

tпр. = Vбл./ Пэ.сут. = 634565,5 /11442 = 55 сут.

4. Проходка внутренней наклонной траншеи (съезда). По скальным породам.

Объем съезда равен Vвнт. = 79166 м³.

Скальные породы требуют предварительного рыхления буро-взрывным способом.

С учетом коэффициента разрыхления объем пород необходимых подготовить, для проходки внутренней траншеи равен:

Vвнтр. * Кр = 79166*1,1 = 87083 м³.

Время проходки:

tпр. = Vвнтр./ Пэ.сут. = 87083/11442 = 8 сут.



5. Обоснование структуры комплексной механизации

5.1 Общие положения

Принимается углубочная продольная двухбортовая система разработки.

В соответствии с годовым объемом добычи разреза и годовой производительностью по вскрыши для экскавации вскрышных пород и полезного ископаемого принимается следующее горное оборудование:

· На БВР - 2 СБШ 200Н-32;

· На экскавации наносов в тупиковом и торцевом забоях ЭКГ-8И;

· На экскавации взорванных пород в тупиковом и торцевом забоях -ЭКГ-5А;

· На экскавации полезного ископаемого ЭКГ-5А;

В качестве транспорта принимается автосамосвал БелАЗ 7509.

На отвалах и вспомогательных работах - бульдозер Т-330.

5.2 Расчет параметров БВР

Исходя из заданных условий определяем средний диаметр естественной отдельности dе.

По данным дcж = 70 МПа

dе = 0,02* дcж = 0,02*70 =1,4 м

Исходя из технологических свойств взрываемых пород, (категория по блочности 5) для транспортной технологии выбираем диаметр скважин d = 0,245 м и буровой станок шарошечного бурения 2СБШ-200Н-32.



Таблица 5.2.1

Характеристика бурового станка 2СБШ-200Н-32

Параметры	Значение
Тип бурового станка	2СБШ-200-32
Предел прочности пород на сжатие, МПа	180
Диаметр скважины, м	0,245
Глубина бурения ,м	До 32
Угол наклона скважины к горизонту ,град.	60; 75; 90

Выбор взрывчатых веществ и средств взрывания

Исходя из свойств пород и условий размещения ВВ то принимаем ВВ заводского приготовления типа «Гранулит АС-8» и средства инициирования:

· огнепроводный шнур ОША 302/84 ,12.01.84;

· средства огневого заряжания ОШ зажигательный патрон ЗП-В 298/83 ,29.12.83;

· капсюль-детонатор 8УТС и 8УТБ в металлической и бумажной оболочках 307/84 ,30.03.84;

· детонирующий шнур ДША 88/71 ,28.04.71;

· пиротехническое реле-замедлитель РП-8 376/87 ,23.09.87;

· промежуточный детонатор (шашка) ТГ-500 13/66 ,31.12.66.

Обоснование проектной величины удельного расхода ВВ

Так как схема разработки карьера транспортная, то рациональную степень взрывного дробления определяем по формуле:

Рациональная степень взрывного дробления

Z_р =1 + d_е ² (Е^0,25 + П_вв)^-1,

где d_е - диаметр естественной отдельности в массиве, м;

Е - объем ковша экскаватора, м;

П_вв - показатель относительной эффективности ВВ,



П_вв = К_вв С_вв / С_эт ,

где С_эт, С_вв - стоимость соответственно эталонного и рассматриваемого ВВ, руб. Так как по стоимости ВВ нет данных то, принимаем С_вв= С_эт , тогда

Пвв = Квв.

К_вв - переводной коэффициент ВВ эквивалентных зарядов, К_вв =0,89

Z_р = 1 + 1,4²(5^0,25+0,89)^-1=1,8

Удельный расход ВВ, обеспечивающий Z_р .

q = 5d (Z_р - 1) /d_е ,

где d - диаметр скважины, м.

q = 5 * 0,245(1,8 -1) / 1,4 = 0,72 кг/м³

Расчет параметров расположения скважинных зарядов ВВ.

Применение наклонных скважин способствует улучшению качества дробления пород.

Длина скважины :

L_ск = Н/sinв +L_п ,

где в - угол наклона скважины к горизонту, град.;

L_п - длина перебура, м.

L_п =3d * d_е

L_п = 3*0,245*1,4 = 1м

L_ск = 15/sin75 + 1 = 18м

Минимальную длину забойки ( L_заб.,м. ) устанавливаю из условия полного охвата взрываемого массива дробящим действием заряда сплошной конструкции:

· при ведении взрывных работ с перебуром

L_заб. = L_п +11,3 d^0.75 d_е ^-0.5 Р_ВВ ^0,5_,

_где Р_ВВ - _{плотность ВВ ,} кг/мі

L_заб. - длина забойки, м.

L_заб = 1 + 11,3 * 0,245^0,75 * 1,4^-0,5 * 0,95^0,5 = 4м

Длина колонки заряда ВВ.

L_ВВ =L_ск - L_заб , м

L_ВВ = 18 - 4 = 14 м

Для зарядов ВВ ,рассредоточенных воздушными промежутками ,суммарная длина интервалов рассредоточения составляет :

?L_р = L_ВВ / (2,5 d_е + 1), м

?L_р = 14 / (2,5*1,4 +1) = 3,1 м

Длина отдельного воздушного промежутка.

L_рi = (13.5 - 2.5 d_е) d, м

L_рi = (13,5 - 2,5*1,4)*0,245 = 2,5 м

Количество интервалов рассредоточения

n_р = ?L_р / L_р

n_р = 3,1 / 2,5 = 1.

Принимаем отсутствие воздушный промежуток как целую часть отношения ( ?L_р / L_р ).

Длина забойки рассредоточенного заряда.

L_заб.р = L_заб.(1 - L_р / L_ск ),

L_заб.р =4 (1- 2,5/18) = 3,4 м

Для рассредоточенных зарядов длина забойки и длина колонки заряда ВВ составляет..

L_ВВр = L_ск - L_заб.р - L_р , м

где L_заб.р - длина забойки ,м.;

L_р -длина колонки заряда ВВ ,м.

L_ВВр = 18 - 3,4 - 2,5 = 12,6 м

При рассредоточение колонки ВВ на две части длины верхней и нижней частей составляют:

L_ВВрв = 0,35* L_ВВр , м

L_ВВрн = 0,65* L_ВВр , м,

где L_{ВВрв ,} L_ВВрн - длинна верхней и нижней колонки ВВ, соответственно, м.

L_ВВрв = 0,35* L_ВВр = 0,35*12,6 = 4,4 м

L_ВВрн = 0,65* L_ВВр = 0,65*12,6 = 8,1 м

Масса скважинного заряда

Q_скв =Р L_{ВВ ,}

где Р - вместимость 1 м скважины, кг

Р = 0,25 р d² с_{ВВ ,}

где с_ВВ - плотность ВВ, кг/м³

Р = 0,25 *3,14* 0,245² *950 = 44,76 кг

Q_скв = 44,76 * 14 = 627 кг

Линия сопротивления по подошве уступа

Так как скважины приняты наклонного бурения,то W=в

В - расстояние между рядами

Параметры сетки скважин.

Число рядов скважин

n=А_БВР/в

где А_БВР - ширина буровзрывной заходки, м;

в - расстояние между рядами скважин, м.

n = 18,3 / 6,6 = 2,7

Принимаем количество рядов скважин - 3

в = а /m ,

где а - расстояние между скважинами в ряду, м;

m - коэф. сближения скважин,

m = 0,85 + 0,3 d_е

m = 0,85 + 0,3*1,4 = 1,27

в = 10 / 1,27 = 5,6 м

где h_п - высота перебура, м

h_п = L_п sinв

h_п = 1 sin75 = 0,92 м

А_БВР = 1,5*Rчу

где Rчу - наибольший радиус черпания на горизонте установки экскаватора ,м.

А_БВР =1,5*9,04 = 13,6м

n=А_БВР * m / а

в = а / m

а = ((Q_скв * А_БВР * m)/а) *( А_БВР * qпр (Н+hп)) ^-1

а = (627*13,6*1,27*[13,6*0,7(15+0,92)] ^-1)^1/2= 10 м

Принимаем уточненное значение А_БВР

А_БВР = 5,6*3 =18 м

Так как угол бо=45 ,то есть 30<=бо<=60 ,то принимаем прямоугольную сетку скважин.

Качество подготовки пород взрывом

Ширина развала взорванной породы

В_р = А_БВР + ?В - h_о ctg б ,

где ?В - дальность взрывного перемещения породы, м;

h_о - высота откольной зоны над подошвой уступа, м

Дальность взрывного перемещения породы при порядной схеме КЗВ



?В_о = cos ц^-1 (

где ц - угол наклона плоскости на которой формируется развал, град.;

g - ускорение свободного падения. м/с²;

V_о - начальная скорость полета кусков при массовом перемещении породы, м/с;

h_о - высота откольной зоны, м.

Р₁ = V_o ² (ctg в - tg ц) sin²в g^-1,

h_о = 0,5(h_з - h_п) + М,

где h_з - высота колонки ВВ, м;

М - мощность нижележащей толщи, м

h_з = L_ВВ sin в

V_о = 2V_с (q₁[рс_ВВ]^-1)^0,5n1

где V_с - скорость перемещения частиц на стенке зарядной

полости, м/с;

q₁ - удельный расход ВВ, кг/м³;

n₁ - показетель степени.

V_с = 4370 -1050d_е

n₁= 1.35 - 0.06d_е

q₁ = q_прЮ ,

где Ю - коэффициент, учитывающий состояние откоса уступа. Принимаем Ю = 0,75 , т.к. Н = 15 м.

q₁ = 0,72 * 0,75 = 0,37 кг/м³

n₁= 1,35 - 0,06*1,4 = 1,3

V_с = 4370 - 1050*1,4 = 2900 м/с

V_о = 2*2900(0,54 (3,14*950)^-1)^0,5*1,3 = 23,2 м/с

h_з = 14 * sin75 = 13 м

h_о = 0,5 (13 - 0,92) = 6 м

Р₁ = 23,2² (0,26 - 0) 0,93 * 9,81^-1 = 10,8м.

?В_о = 10,8² +(10,8² + 2 * 6 * 23,2² * 0,933 / 9,81)^0,5 = 46 м

Вр = 13,6 + 46 - 6 * 0,42 = 57,1 м

При других схемах

?В ш=?В_о (0,73 + 0,27 cos ш)

· при диагональной схеме

?В_д =0,73 * 46 = 34 м

Врд = 13,6 + 34 - 2,7 * 0,42 = 45 м

· при поперечной схеме

?В_п = 0,46 * 46 = 22 м

В_рп = 13,6 + 22 - 6 * 0,42 = 33 м

Аэ = 9,04*1,5 =13,6 м

Принимаем поперечную схему КЗВ, при этом Вр = 33 м, развал убирается за 2 прохода экскаватора ЭКГ- 5А с шириной экскаваторной заходки 14 м.

Высота развала в произвольной точке X по ширине развала.

h_(x) = h(1 - x)^(1-m1); 0 < x < Вр

Высота развала по линии последнего ряда скважин.

h = 0.5 m₁H(3- m₁²)[(1-m₁)² +1]

m₁ = А_БВР/В_р.с.

m₁ = 13,6 / 33 = 0,41

h = 0.5*0,41*10( (3- 0,41²)(1- 0,41)²+ 1) = 4,1 м

Расчеты сведены в таблицу № 6.1

Таблица №5.2.6.1 Высота развала в произвольной точке x.

Относительная ширина развала (x)	0,1	0,2	0,3	0,4	0,5	0,6	0,7	0,8	0,9
Высота развала, м	3,8	3,6	3,3	3,0	2,7	2,4	1,99	1,6	1,0

Расчет БВР скользящего съезда

Коэффициент сближения скважин m=1

W = 0,245*13,6 = 3,3м.

m = a / W,

тогда а = m * W для прямоугольной сетки скважин а = в = 3,3м, число рядов скважин n=2.

Количество рядов скважин в ряду:

nскв. = lвнт/а , где

lвнт - длинна съезда, м.

lвнт = hу.ск./0,05 = 10/0,05 = 200м.

nскв. = 200/3,3 = 61 шт.

Количество скважин на блоке

Nскв.= nскв.*n= 61*2 =122 шт.

Объем бурения:

Рб=Nскв.*lскв. = 122*18 = 2196 п.м.

Сменная производительность бурового станка 2СБШ 200-32

П_см.б. =(Т_см.-Т_пз.-Т_лн) / (Т_о+Т_в),

где Т_см - продолжительность смены, 8 ч.;

Т_пз. - время на выполнение подготовительно-заключительных операций,

Т_пз. =(0,5-0,7) часа;

Т_лн. - время на личные надобности, Т_лн. = (0,15-0,3) часа;

Т_в - время на выполнение вспомогательных операций,

Т_в = (0,04-0,06) часа;

Т_о - время на выполнение основных операций;

Т_о = 1/V_б,

где V_б -скорость бурения скважины, для СБШ V_б = (15-18) м/с.

Т_о = 1/ 17 = 0,06 ч

П_см.б. =( 8-0,5-0,2) / (0,06+0,05) = 65 м/смен.

Суточная производительность бурового станка:

П_сут..б. = П_см.б. * n_см

где n_см - число рабочих смен в сутках, n = 3.

П_сут..б. = 65 * 3 =195 м/сут

Время бурения.

tбур. = Рбур. /Пбур. = 2196/195 = 11 сут.

Масса скважинного заряда Qскв. = 627 кг.

Масса ВВ для взрывания всего блока.

Qвв = Qскв. *Nскв. = 627*122 = 76494 кг.

Время заряжания.

tзар.=Qвв/Пзм , где

Пзм - производительность зарядной машины, (6000 кг/ч)

tзар.= 76494/6000 = 12,7 ч.

Время на бурение, зарядку и взрывания блока.

Тввр = Тб+tзар.+tком = 20+0,5+0,3 = 20,8 сут.

Принимаю 2 станка 2СБШ 200-32.

Паспорт БВР

Таблица № 5.2.8.1 Параметры взрывных работ

№	Параметры	Ед. изм.	Количество
1	Тип бурового станка - 2СБШ - 200 - 32	шт.	2
2	Удельный расход В.В.	кг/м3	0,49
3	Масса заряда на 1 скважину	кг	380,5
4	Диаметр скважины	м	0,245
5	Высота столба воды в скважине	м	-
6	Тип В.В. «Гранулотол»
7	Тип зарядной машины - МЗД - 1М	шт.	1
8	Тип забоечной машины - ЗС - 1М	шт.	1

5.3 Расчет параметров экскавации

Параметры рабочей площадки

Ширина рабочей площадки по наносам и углю.

· По наносам:

Ш_рп.н.=ZН1 + П+ Т + С +Аэ ,

где Т - ширина транспортной полосы, Т= 7 м.

с - расстояние от нижней бровки развала (до транспортной полосы), с = 1 м;

Zн1 - берма безопасности,( Zн1 = 0,3*hу = 0,3*10=3м). м;

П - ширина рабочей площадки для дополнительного оборудования, П = 6 м.

Ш_рп.н.=3 + 6 + 7 + 1 + 14 = 31 м

· По взорванным породам

Z₁ = Н_у*0,3 = 10*0,3 = 3 м.

Ширина рабочей площадки с БВР по коренным породам зависит от ширины развала (В).

Ш_рп.к = П_э + Т + Z1 + С+ Вр,

где Z1 - берма безопасности по скальным породам, м.

Вр - ширина развала, м.

Ш_рп.к = 6+ 7 + 3 + 1 + 45 = 62 м

Параметры рабочей площадки для принятой высоты уступа по наносам и коренным породам представлены на рис. 5.3.1.1.



ПАРАМЕТРЫ РАБОЧЕЙ ПЛОЩАДКИ ПО НАНОСАМ

ПАРАМЕТРЫ РАБОЧЕЙ ПЛОЩАДКИ ПО КОРЕННЫМ ПОРОДАМ

Рис. 5.3.1.1. Параметры рабочих площадок

Определение производительности экскаватора

Производительность экскаватора по наносам в торцевом забое ЭКГ- 8И.

Паспортная производительность.

Q_э.п = 3600*Е/tуп , где



Е - вместимость ковша экскаватора, м³

tуп - паспортная производительность цикла, с.

Q_э.п = 3600*8/26 = 1108 м³/см

Техническая производительность.

Q_э.ч = 3600*Е*Кэ*Кз/ tу ,где

Q_э.ч - техническая производительность экскаватора, м³/ч

Кз - коэффициент влияния параметров забоя.

Кэ - коэффициент экскавации.

tу = 1,1 * tуп = 1,1*26 = 29 с.

Кэ = Кнк /Крк, где

Кнк - коэффициент наполнения ковш.

Крк - коэффициент разрыхления пород в ковше.

Кэ = 0,95 / 1,1 = 0,9

Q_э.ч = 3600*8*0,9*0,9/ 26 = 897м³/ч.

Сменная производительность.

Q_э.см = Q_э.ч *Т_см *Кнэ, м³/см

где Кнэ- коэффициент использования экскаватора.

Т_см - продолжительность смены, ч;

Q_э.см = 897*8*0,75 = 5383 м³/см

Годовая производительность.

Q_год. = Q_э.см.* n_год *n_см, м³/год,

где n_год - число рабочих дней в году = 252 дня.

n_см - число смен в сутки = 3 смены.

Q_год. = 5383*3*252=4069839 м³/год

Производительность экскаватора по наносам в тупиковом забое ЭКГ- 8И.

Паспортная производительность.

Q_э.п = 3600*8/26 = 1108м³/см

Техническая производительность.

Кэ = 0,95 / 1,1 = 0,9

Q_э.ч = 3600*8*0,9*0,8/ 26 = 797 м³/ч.

Сменная производительность.

Q_э.см = 797*8*0,75 = 4785 м³/см

Годовая производительность.

Q_год. = 4785*3*252=3617634 м³/год

Производительность экскаватора по взорванным породам в тупиковом забое ЭКГ- 5А.

Паспортная производительность.

Q_э.п = 3600*5,2/23 = 814 м³/см

Техническая производительность.

Кэ = 0,95 / 1,1 = 0,9

Q_э.ч = 3600*5,2*0,8*0,9/23= 586м³/ч.

Сменная производительность.

Q_э.см = 586*8*0,75 = 3516м³/см

Годовая производительность.

Q_год. = 3516*3*252=2658175 м³/год

Производительность экскаватора по взорванным породам в торцевом забое

ЭКГ 5А.

Паспортная производительность.

Q_э.п = 3600*5,2/23 = 814 м³/см

Техническая производительность.

Кэ = 0,95 / 1,1 = 0,9

Q_э.ч = 3600*5,2*0,7*0,9/ 23= 513м³/ч.

Сменная производительность.

Q_э.см = 513*8*0,75 = 3076 м³/см

Годовая производительность.

Q_год. = 3076*3*252=2325903 м³/год

Производительность экскаватора по полезному ископаемому ЭКГ- 5А.

Паспортная производительность.

Q_э.п = 3600*5,2/23 = 814 м³/см

Техническая производительность.

Q_э.ч = 3600*5,2*0,9*0,8/ 23 = 586м³/ч.

Сменная производительность.

Q_э.см = 586*8*0,75 = 3516 м³/см

Годовая производительность.

Q_год. = 3516*3*252=2658175 м³/год

Инвентарный парк экскаваторов

· По наносам ЭКГ- 8И.

Nэкс.н. = Vгод.н. /Qэ.год.

Nэкс.н. =1592831/3617634 = 1

Инвентарный парк экскаваторов.

nин = nэк *1,2 = 1 *1,2 = 1,2 ед.

Для работы по наносам принимаю 2 экскаватора, типа ЭКГ-8И.

· По взорванным породам.

Qэкс.см.=[(Тсм-Тп.з-Тт.п.-Тл.н.)/(Тп.а+Ту.п.)]*Vа, где

Тсм. - продолжительность смены, (8ч=480мин.)

Тп.з. - время на подготовительно-заключительные операции, (25 мин).

Тт.п. - время технологических перерывов, (60мин).

Тл.н. - время на личные нужды, (10 мин.)

Ту.п. - время на установку автосамосвала под погрузку, (0,6 мин)

Тп.а. - время погрузки автосамосвала,

Тп.а. = (Vа*Тц.п.)/(Vк*60), где

Vа - объем кузова автосамосвала, м³.

Vк - объем ковша экскаватора, м³.

Тц.р. - время цикла расчетное,( 31 сек.).

Тп.а. = (35*31)/(5,2*60) = 3,5 мин.

Qэкс.см. = [(480 - 25 - 60 - 10 ) / (3,5+0,6) ]*35 = 1291 м³/см.

Суточная производительность:

Qэкс.сут. = Qэкс.см. * nсм. = 1291*3 = 3875 м³/сут

Годовая производительность:

Qэкс.год. = Qэкс.сут *nсут = 3875*252 = 976374 м³/год.

Количество экскаваторов ЭКГ - 5А в работе по взорванным породам:

Nэ.р. = Vск.год./Qэ.год , где

Vск.год. - объем годовой вскрыши скальных пород на период максимального развития горных работ, м³.

Vск.год. = Vmax.год. - Vнан.год , где

Vmax.год. и Vнан.год - годовой объем вскрыши всего и объем наносов годовой , на момент сдачи в эксплуатацию разреза.



Vгод.н. = V0/t, где

V0 - весь объем наносов.

t - число лет отработки карьера на период сдачи карьера в эксплуатацию ( из календарного графика t=2)

Vгод.н. = 1592831/ 2 = 796416 м³.

Vгод.ск. = 6012400-796416= 5215924 м³.

Nэ.р. = 5215924 /976374 = 5,3

Принимаю по взорванным породам 5 экскаватора ЭКГ - 5А.

Количество экскаваторов ЭКГ- 5А в работе по полезному ископаемому:

Qэкс.см.=[(Тсм-Тп.з-Тт.п.-Тл.н.)/(Тп.а+Ту.п.)]*Vа,

Время погрузки автосамосвала.

Тп.а. = (35*31)/(5,2*60) = 3,5 мин.

Qэкс.см. = [(480 - 25 - 60 - 10 ) / (3,5+0,6) ]*35 = 3369 м³/см.

Суточная производительность:

Qэкс.сут. = Qэкс.см. * nсм. = 3369*3 = 10106 м³/сут

Годовая производительность:

Qэкс.год. = Qэкс.сут *nсут = 10106*252 = 2546775 м³/год.

Рабочий парк ЭКГ 5А.

Nэ.р.п.и. =Агод./Qгод. *сп.и.= 6012400/2546775= 2

Принимаю для выемки полезного ископаемого 2 экскаватора типа ЭКГ-5А.

5.4 Расчет параметров транспорта

Исходя из дальности транспортирования горной массы из забоя к месту ее отвалообразования или складирования и рационального соотношения вместимостей ковша экскаватора (ЭКГ-8И) и кузова автосамосвала, принимаем автосамосвал БелАЗ-7509, экскаватора (ЭКГ-5А) принимаем самосвал БелАЗ-7509.

Число автосамосвалов, которое может эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором, определяют по формуле:

Nа=Тр/tпог, где

Тр - время рейса, мин.

t_пог- время погрузки автосамосвала, мин.

Условно принимаем, что время рейса Тр= 40 мин., а средневзвешенная дальность перевозки породы равна средневзвешенной перевозки полезного ископаемого.

Находим число автосамосвалов в комплексе с ЭКГ -5А:

Na.5А=Tp/t_пог = 40/3,8 = 10,5

Находим число автосамосвалов в комплексе с ЭКГ 8И:

Na.8И=Tp/t_пог = 40/4,1 = 9,75

Общее число автосамосвалов.

Nа = Nэ.р.5А*Nср5А+Nэ.р.8И*Nс8И = 7*10,5 +2*9,75 = 93 шт

Инвентарный парк с учетом стоящих на ремонтах 20-30% больше рабочего.

Nа=Nа*1,2 = 1,2*93 = 110 шт

Принимаем для работы на карьере автосамосвалы типа БелАЗ 7527 в количестве 110 шт.

5.5 Расчет параметров отвалообразования

· Длина фронта разгрузки на отвале:

Lф = Na * Ln

Где Ln- ширина полосы по фронту отвала, занимаемая одним автосамосвалом при маневрирования (Ln=20м)

Lф = 1* 20 = 20 м

· Число разгрузочных участков отвала, находящихся в одновременной работе:

Nур = Lф/Li

Где Li-длина одного участка (Li = 60)

Nур = 20/60 = 0,3

Nур принимаем равным 1

· Число планированных участков:

Nуп= Nур=1

Принимаем один планировочный участок.

· Число резервных участков:

Nу рез = 1* Nур

Nу рез = 1* 1 = 1участок

· Общее количество участков:

Nу = Nур + Nуп + Nу рез = 1 + 1 + 1 = 3 участка

· Общая длина отвального фронта работ:

Lф = 60 * Nу

Lф = 60 * 3 = 180 м.

· Годовая производительность бульдозера:

Qб год = Qбг * Кu * Тсм * nсм * nгод

где Qбг - часовая производительность бульдозера (Qбг = 300)

Кu - коэффициент использования бульдозера в течении смены (Кu=0,8)

Тсм - продолжительность смены (Тсм = 8ч)

nсм - число смен в сутках (nсм = 3)

nгод-число рабочих дней в году(nгод=252)

Qб год = 300 * 0,8 * 8 * 3 * 252 = 1451520 мі/год

· Количество рабочих бульдозеров на отвале:

Nбор = (Vk + Vn)Kзв/Qб год

Где Кзв - коэффициент заваленности отвала породой (Кзв = 0,15)

Nбор = (1592831 + 58500) * 0,15/1451520 = 0,2 ед.

· Инвентарный парк бульдозеров:

Nбф=ѓбо*Nбор

где ѓбо - коэффициент резерва бульдозеров на отвале(ѓбо = 1,3)

Nбф = 1,3 * 0,2 = 0,3 шт.

Принимаем один работающий на отвале бульдозер типа Т-330.

Так как породы крепкие принимаем периферийный способ отвалообразования.

Поверхность отвала выполняем под уклоном 3° в сторону центра отвала для лучшего стока вод и в целях безопасности.

Автосамосвалы разгружаются прямо под откос. Планировку площадок производим бульдозером.



6. Вскрытие рабочих горизонтов в период эксплуатации

Исходя из горно-геологических условий, принимаю схему вскрытия внешней капитальной траншей. Глубина заложения внешней капитальной траншеи определяется мощностью наносов (10м).

Из расчетов общий объем вскрыши делим на срок эксплуатации карьера и получаем средний объем вскрыши. Затем средний объем вскрыши относим к годовому объему добычи. Полученное значение коэффициента вскрыши сравниваем с расчетным текущим коэффициентом вскрыши. Получаем, что расчетный коэффициент будет равен среднему коэффициенту вскрыши на втором рабочем горизонте.

Vср. = Vвск./Тэк. = 152866000/11,5 =13

На основе анализа календарного плана грузопотоков и графика режима горных работ определяем, что на период освоения производственной мощности, глубина карьера будет составлять 53м.

6.1 Объемы и параметры вскрывающих выработок

Внешняя траншея.

Из раздела 4, объем внешней траншеи равен:

Vвнш. = 58500 м³.

Внутренние траншеи:

Два горизонта скальных пород вскрываются системой внутренних траншей их объем:

Vвнттр = ?Vтр.i + Vбтр. + Vбпр. +Vбтб. + Vттб.

?Vтр.i - объем i траншеи (i =2), м³.

Vбтр -объем отгона борта от размещения (транспортной бермы) траншей,м³

Vбпр. - объем отгона борта траншей от размещения площадок примыкания, м³.

Vбтб. - объем отгона борта траншей от размещения транспортных берм, м³.

Vттб. - объем отгона торца карьера от размещения транспортных берм, м³.

Из главы 4 Vтр. = 323700 м³,

Тогда ?Vтр.i = 2* 323700 = 647400 м³.

V бтр. = (Втр./iр) *[hвнш.*h1+(h0+hск.1) hск.2 + (h0+hск.1+hск.2)*hск.3] =(19/0,05)[10*10+(10+20)*20+(10+20+20)*20] =646000 м³.

Vбпр.=Втр[(h0+h1)*lпр+(h0+hск.*2)*lпр+(h0+hск.*3)*lпр.] = 19[(10+20)*40+(10+20*2)*40+ (10+20*3)*40] = 114000 м³.

Vбтб. = (Вт - Вб)*[(h0+hск)*(L1 -(h1/iр) - lпр)+(h0+hск*2)*(L2 -(hск*2/iр) - lпр*2)+(h0+hск*3)*(L3 -(hск*3/iр) - lпр*3)] = (18- 3)*[(10+20)*(2970 - (20/0,05) -40) +(10+20*2)*(2950-((20*2)/0,05) - (10+20*3)*(2930 - ((20*3)/0,05) - 40*3)]= 1617000 м³.

Объем вскрывающих выработок карьера.

V = Vвнш.+Vвнтр.+Vбпр.+Vбтб.+Vвшн. = 58500+647400+94366+1617000+114000= 2531266 мі



Список используемой литературы

1. Ржевский В.В. Открытые горные работы. Ч.1. Производственные процессы.- М.: Недра, 1985.-509с.

2. Колесников В.Ф. Определение главных параметров карьера: Лаб. практикум по дисциплине «Технология и комплексная механизация открытых горных работ». - Кемерово: КузГТУ, 2002.-24с.

3. Мазаев В.М., Протасов С.И., Самусев П.А. Процессы открытых горных работ: Практикум по дисциплине «Процессы горного производства». - Кемерово: КузГТУ, 2003.-110с.

Размещено на Allbest.ru