Оглавление. 1
1.Определение параметров карьера. 2
2.Подготовка горных пород к выемке буровзрывным способом.7
3. Выемочно-погрузочные работы.. 15
4. Перемещение карьерных грузов. 15
5. Отвалообразование вскрышных пород. 19
6. Вскрытие месторождений и системы их открытой разработки. 23
Список используемой литературы:28
Параметры карьера определяются из его геометрических размеров в поперечном и продольном разрезах
Граничная глубина открытой разработки, соответствующая максимальной глубине карьера (
) по проекту [1,
c
.10].
где
- граничный коэффициент вскрыши,
- горизонтальная мощность залежи ископаемого, м;
- ширина карьера по низу, м;
-углы откоса устойчивых бортов карьера, град[2,c10].
где
-стоимость добычи 1 м
полезного ископаемого подземным способом ,р/м;
С
- стоимость добычи 1 м
полезного ископаемого открытым способом, р/м
;
С
-стоимость удаления 1 м
вскрышных пород, р/м
.
=
.
Ширина карьера по верху, м
Длина карьера по верху, м
где
-среднее значение угла наклона устойчивых нерабочих бортов карьера, град
=
град.
=275+2*287*ctg38=1009,7 м;
=1100+2*287*1,28=1834,7 м.
Объем горной массы в контурах карьера, м
[2,
c
,11
]
Площадь карьера,
Периметр дна карьера,
237462,5*287+0,5*2750*287
*1,28+1,04*287
*1,28=211668188,3 м
Объем полезного ископаемого, м
,
где
-площадь залежи в ее горизонтальном сечении, м
;
-высота залежи, м.
=287-45=242 м
=237462,5*242=57465925 м
Объем вмещающих залежи пустых пород в тех же границах, м
211668188,3-57465925=154202263,3 м
Средний коэффициент вскрыши, м
/ м
[2,
c
.8]
=
Годовая производственная мощность карьера, м
/год по ископаемому
где
-годовая производственная мощность карьера, т./год;
-плотность массива ископаемого, т/ м
;
=
м
/год
То же по вскрышным породам, м
/год
=2.68*
=4729411,8 м
/год
То же по горной массе, м
/год
=1764705,9+4729411,8=6494117,7 м
/год
Средневзвешенная плотность массива горной массы ,т/ м
=
т/ м
Масса груза, вывозимого из карьера за год (грузооборот карьера), т/год
=6494117,7*2,73=17728941,3 т/год
Скорость ежегодного понижения горных работ по ископаемому, м /год
=
м /год
Срок существования карьера без учета периода его строительства, лет
=
33года
Полный срок существования карьера, лет
где
=4-5 лет-период строительства и доработки карьера.
=33+5=38 лет
На результат взрыва большое влияние оказывает величина W, которая зависит от диаметра скважин, высоты уступа и угла наклона его откоса, мощности ВВ, плотности заряжания.
Величина преодолеваемого сопротивления по подошве(СПП)
где р=0,785*
-вместимость ВВ на 1 м скважины, кг/м;
d- диаметр скважины, м;
-плотность заряжания скважины ВВ, кг/ м
;
=0,6
0,9-расчетный удельный расход ВВ, кг/ м
;
-угол наклона скважин, град.
41,7 кг/м.
W=(0,9*(41,7/0,7)½)/sin90=6,95
Величина сопротивления по подошве проверяется по условиям безопасного размещения бурового станка на площадке уступа, м;
где
=10-15-высота уступа, м ;
-угол откоса уступа, град;
с≥3м-минимальное допустимое расстояние от верхней бровки уступа до оси скважины, м;
=10*ctg70+3=6,63
Обязательное условие
W≥
, 6,95≥6,63-выполняется.
Длина скважины, м
12,43
где hy
– высота уступа, м.
Длина забойки скважины, м
Расстояние между скважинами в ряду, м
м,
где m – коэффициент сближения зарядов в пределах:
m = 0,6 - 0,8 – в трудно взрываемых породах;
Расстояние между рядами скважин при шахматной сетке их расположения, м
4,25.
Масса заряда в скважине первого ряда определяется по формуле, кг
243,3 кг,
где qp
– расчетный удельный расход ВВ, кг/м3
;
Wp
– сопротивление по подошве, м;
a – расстояние между скважинами в ряду, м.
Масса заряда в скважине второго ряда, кг
175 кг,
где b – расстояние между рядами, м.
Длина заряда, м
5,8 м,
где Р – вместимость 1 м скважины, кг/м.
Ширина взрывного блока при однорядном расположении скважин, м
6,63 м.
То же, при многорядном расположении скважин, м
12м,
где nрд
– количество взрываемых рядов скважин.
Ширина развала породы после взрывания блока по массиву при однорядном расположении скважин, м
25 м,
где Кв
– коэффициент трудности взрывания пород;
Кв
= 2 - 2,5; 2,5 – 3,0; 3,0 – 4,5 – соответственно для легко-, средне- и трудновзрываемых пород;
Кскв
=1 – коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту.
Ширина развала породы при многорядном расположении скважин и короткозамедленном взрывании (КЗВ), м
28 м,
где Кз
– коэффициент дальности отброса породы взрывом, зависящий от интервала замедления:
время замедления, мс – 0 10 25 50 75
Кз
– 1 0,95 0,9
0,85 0,8
Ширина экскаваторной заходки, м
19 м,
где Rry
– радиус черпания на уровне стояния, м.
Число проходов экскаватора по развалу (количество экскаваторных заходок)
Минимальная длина экскаваторного или взрывного блока определяется по условию обеспечения бесперебойной работы экскаватора в течение 15-30 суток.
945м,
где nдн
= 15-30 сут. – оптимальный запас взорванной горной массы;
nсмн
= 3 смены – число смен работы экскаватора в сутки;
Qэ(смн)
– сменная производительность экскаватора в пересчете на массив породы, м3
/смену.
1512 м3
/смен,
где tц
= 40 с – длительность рабочего цикла погрузки экскаватора, с;
Vквш
– емкость ковша экскаватора, м3
;
– коэффициент экскавации, учитывающий степень использования ковша экскаватора;
Кн
= 0,75 – коэффициент наполнения ковша;
Кр
= 1,45 – коэффициент разрыхления породы в ковше;
Тсмн
= 7 ч – продолжительность рабочей смены экскаватора;
Ки(э)
= 0,55-0,7 – коэффициент использования экскаватора по времени.
Объем взрываемого блока породы, м3
113400 м3
.
Необходимое количество ВВ для взрывания блока, кг
79380 кг.
Необходимое количество скважин с учетом их вместимости для размещения ВВ в блоке
326
То же, в одном ряду скважин
163
Суммарно потребная длина скважин для взрывания годового объема горной массы карьера, м/год
323529 м/год,
где Qк(гм)
– годовая производственная мощность карьера по горной массе;
Vуд
– выход горной массы с одного погонного метра взрывной скважины, м3
/м.
Выход взорванной горой массы с 1 м скважины. м3
/м
24 м3
/м
где Wб
– сопротивление по подошве первого ряда, м;
nрд
– количество взрываемых рядов скважин;
b – расстояние между рядами скважин, м;
a – расстояние между скважинами в ряду, м;
hy
– высота уступа, м;
Lскв
– глубина скважин, м.
Годовая производительность станка шарошечного бурения, м/год
26450 м/год
где Pос
– осевая нагрузка на шарошечное долото, кН;
nоб
– скорость вращения долота, об/мин;
Тсмн
= 7 ч – длительность рабочей смены бурового станка;
Ки
= 0,44-0,6 – коэффициент использования бурового станка во времени;
nсмн
= 2 – количество рабочих смен бурового станка в сутки;
nдн
= 247-259 дн. – число рабочих дней бурового станка в календарном году;
Пб
= f – показатель трудности бурения пород;
dскв
– диаметр скважин, см.
Необходимое количество рабочих буровых станков
15
Инвентарный парк станков принимается на 15-20% больше рабочего. Обычно по организационным причинам число рабочих буровых станков на карьере принимается равным рабочему парку экскаваторов.
Поскольку выбор типа экскаватора и расчет его сменой производительности произведены, здесь рассчитывается только годовая производительность экскаватора, м3
/год
1134000 м3
/год
где nсмн
= 3 смены – число рабочих смен экскаватора в сутки;
nдн
= 247 – 259 дн. – число рабочих дней экскаватора в году.
Необходимое количество рабочих экскаваторов
9
Инвентарный парк экскаваторов принимается на 10-15% больше рабочего.
Расстановка экскаваторов по горизонтам (уступам) осуществляется из расчета 1-2 единицы на один горизонт при железнодорожном транспорте на карьере и 2-4 – при автотранспорте.
Число автосамосвалов рассчитывается для каждого экскаватора отдельно. Рабочий парк автосамосвалов устанавливается по условию обеспечения непрерывной работы рабочего парка экскаваторов. Принимаем БелАЗ 548,грузоподъемностью 40 тонн.
Производительность автосамосвала, т/смен.
,
где
-фактическая грузоподъемность автосамосвала, т;
-техническая грузоподъемность автосамосвала, т[2, c124];
=0,85-0,9-коэффициент использования грузоподъемности автосамосвала;
=7ч-продолжительность смены;
-длительность одного рейса автосамосвала, ч;
=0,75-коэффициент использования автосамосвала по времени.
Продолжительность одного рейса автосамосвала, ч
=
,
где
-время погрузки автосамосвала, ч
-время движения автосамосвала с грузом и без груза,ч
=0,02ч-время разгрузки автосамосвала;
=0,03ч-время маневров на погрузке и разгрузке.
Время погрузки автосамосвала,ч
где
-ёмкость кузова принятого типа автосамосвала, м³;
=1,1-1,15-коэффициент,учитывающий погрузку автосамосвала с верхом
-ёмкость ковша экскаватора, м³;
-коэффициент экскавации.
Время движения
где
=1,5 км-расстояние перемещения грузов автосамосвалами;
=14км/ч-скорость движения груженого автосамосвала;
=25 км/ч-то же порожнего автосамосвала.
Количество автосамосвалов, обслуживающих один экскаватор
Необходимое количество работающих автосамосвалов
где
-необходимое количество рабочих экскаваторов.
Рабочий парк автосамосвалов на карьере
,
где
-сменный грузооборот карьера, т/смен
=
,
где
-суточный грузооборот карьера, т/сут
=3смен/ сут.
Пропускная способность двухполостной автодороги, маш/ч
где
=14км/ч-средняя скорость движения автосамосвала по карьерным дорогам;
=0,5-0,8- коэффициент неравномерности движеня;
≥50 м-минимально допустимое безопасное расстояние между следующими друг за другом автосамосвалами.
Провозная способность автодороги.т/ч
где
=1,75-2-коэффициент резерва.
Необходимая пропускная способность однополосной автодороги, маш./ч
При транспортировании вскрыши на отвал автосамосвалами применяется бульдозерное отвалообразование. Процесс отвалообразования в этом случае включает разгрузку автосамосвалов на верхней площадке отвального уступа, перемещение пород под откос уступа, планировку поверхности отвала, ремонт и содержание автодорог.
Заполнение отвала осуществляется периферийным или площадным способом. В первом случае автосамосвалы разгружаются по фронту работ прямо под откос (при устойчивых отвалах) или на расстоянии 3-5 м от откоса. Затем порода бульдозерами перемешается под откос. Бульдозерный отвал в этом случае развивается в плане. При площадном способе автосамосвалы разгружаются по всей площади отвала. Поверхность отвала планируется бульдозерами, а затем укатывается катаками. После этого отсыпается следующий слой и т.д. Бульдозерный отвал в этом случае развивается по вертикали. Более экономичным является периферийный способ, при котором меньше планировочных и дорожных
работ. Площадный способ используется редко (в основном при складировании малоустойчивых мягких пород).
При периферийном способе, для безопасности, у верхней бровки уступа отвала устанавливаются деревянные или металлические упоры для задних колес автосамосвалов (иногда вместо упоров насыпают вал породы высотой 0,5-0,8 м и шириной 2-2,5 м).
Кроме того, поверхность бульдозерного отвала должна иметь уклон 4 —5° в сторону центра отвала.
Высота бульдозерных отвалов на равнинной местности изменяется в широких пределах и ограничивается в основном физико-техническими характеристиками пород. Для скальных пород она составляет 30-35 м, для песчаных 15-20 м, для глинистых 10-15 м.
В условиях нагорных карьеров высота бульдозерных отвалов достигает 150 м и более. При такой высоте отвала разрабатываются специальные мероприятия, обеспечивающие безопасные условия работы обслуживающего персонала и оборудования.
Бульдозерный отвал обычно состоит из трех участков равной длины по фронту разгрузки (рис.5.8). На первом участке ведется разгрузка, на втором - планировочные работы, третий участок - резервный. По мере развития горных пород назначение участков меняется. [2, c254]
Необходимая площадь под отвал, м²
где
-объём вскрыши, подлежащий размещению в отвале, м³;
=1,1-1,2- остаточный коэффициент разрыхления породы в отвале;
-коэффициент, учитывающий использование площади отвала(
=0,6-0,7)
Длина фронта разгрузки, м
,
где
=18-20 –ширина полосы по фронту, занимаемая автосамосвалом, м;
-число одновременно разгружающихся автосамосвалов;
где
-число автосамосвалов, разгружающихся в отвале в течение часа;
=1,5-2 – продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала, мин;
где
-часовая производительность карьера по вскрыше, м³;
=1,25-1,5 – коэффициент неравномерности работы карьера;
-объем вскрыши, перевозимый автосамосвалом за рейс, м³;
Длина отвального фронта, м
Рабочий парк бульдозеров
,
где
-сменный объем бульдозерных работ, м³
-сменная производительность бульдозера, м³;
где
- продолжительность смены, ч
-0,5-0,7-коэффициент заваленности отвала породой.
Инвентарный парк бульдозера на отвале
где
=1,3-1,4-коэффициент инвентарного парка бульдозеров
Выбор оптимального способа вскрытия и определения объемов горно-капитальных работ выполняется после выбора и обоснования системы разработки, соответствующей заданным условиям.
Для заданных условий принимается углубочная, продольная, двухбортовая система разработки (УДД).
Длина въездной или капитальной траншеи в зависимости от ее глубины (
h
вт
) и угла (
i
р
) составит, м
250м,
где hвт
– глубина заложения капитальной траншеи или выхода уступа, м;
ввт
– ширина капитальной траншеи, м;
αвт
– угол наклона (откосов) бортов капитальной траншеи, град.
Объем капитальной траншеи, м3
36061 м3
,
где ввт
– ширина капитальной траншеи, м
αвт
– угол наклона (откоса) бортов капитальной траншеи, град.
Объем разрезной траншеи, м3
206879 м3
.
310 м2
,
где Sрт
– поперечное сечение разрезной траншеи, м2
;
- длина разрезной траншеи при вскрытии горизонта в две очереди, м;
Lк(врх)
– длина карьера по верху, м;
врт
= lвт
– ширина разрезной траншеи, град.
hрт
= hвт
= hу
= 10 м – глубина разрезной траншеи, равная высоте уступа, м;
αрт
= αвт
= 600
– угол наклона бортов разрезной траншеи, град.
667,4 м.
Объем панели (заходки), м3
163288 м3
,
где
- длина панели при строительстве карьера, м;
Шпнл
– ширина панели (заходки, экскаваторного и взрывного блоков), м;
hy
– высота уступа, м.
917.4 м.
Минимальная ширина рабочей площадки Шрп
, необходимой для размещения горнотранспортного оборудования, определится
28 + 3 + 3 + 3 = 40 м,
где Врзв(м)
– ширина развала породы после взрывания блока массива, м;
С = 3,0 м – безопасный зазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой;
Т = 3,0 м – ширина транспортной полосы при одноколейном пути;
Z = 3,0 м – ширина площадки безопасности.
Максимально возможное число рабочих горизонтов (уступов) в продольных системах разработки при минимальных рабочих площадках
15,
где Вк(срд)
– средняя ширина карьера, м;
Шрп(
min
)
– минимальная ширина рабочей площадки, м;
hу
– высота уступа, м;
αу
– угол наклона рабочего уступа массива пород.
Фактическое количество рабочих горизонтов nу(фкт)
по необходимому количеству экскаваторов и расстановка их по уступам могут быть и меньше рассчитанного.
В этом случае фактическая ширина рабочей площадки, м
87,3 м,
7
642.4 м.
Угол откоса рабочего борта карьера, град
80
Средняя длина фронта работ рабочего уступа, м
1467 м,
где Lк(врх)
– длина карьера по верху, м;
Lк(нз)
– длина карьера по низу, м.
Средняя скорость продвижения фронта работ по обеспечению заданной производительности карьера по горной массе, м/год
63,2 м/год ≤ 99,4 м/год
63,2 м/год
99,4 м/год
где Qк(гм)
– годовая производственная мощность карьера по горной массе, м3
/год;
nу(фкт)
– фактическое количество рабочих горизонтов;
Qэ(гд)
– годовая производительность экскаватора, м3
/год;
nэ(нбх)
– необходимое количество рабочих экскаваторов;
hу
– высота рабочего уступа.
С другой стороны эта же скорость продвижения фронта работ по геометрическим построением для обеспечения угла откоса рабочего борта карьера φр
, м/год
56,1 м/год
где Vпи(гд)
– скорость ежегодного понижения горных работ по ископаемому, м/год;
φр
– угол откоса рабочего борта карьера, град;
φн
- угол откоса нерабочего борта карьера, град.
Основным условием нормальной работы карьера заданной производительности является
63,2≥56,1
1. Мельников Н.В. Краткий справочник по открытым горным работам. М.: Недра, 1982. -414 с.
2. Томаков П.П., Наумов И.К. Технология, механизация и организация открытых горных работ. М: Недра, 1986. - 312 с.
3. Ржевский В.В. Открытые горные работы. М.: Недра, 1985. - 508 с.
|