Ирина Эланс

Автор который поможет с любыми образовательными и учебными заданиями

Обоснование конечной глубины, производственной мощности и структуры комплексной механизации карьера

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

Стр.

1.Геологическае и горнотехническая характеристика месторождения………3

2.Основные параметры карьера……………………………………………………3

2.1. Границы карьерного поля…………………………………………………………3

2.2. Расчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши в границах карьерного поля………………………………………………………………………..6

3. Календарный график и график режима горных работ………………………9

4.Горно-строительные работы для сдачи карьера в эксплуатацию…………10

4.1.Организация проходческих работ……………………………………………….12

5.Обонование структуры комплексной механизации …………………………14

5.1. Общее положение ……………………………………………………………….14

5.2.Расчет параметров БВР…………………………………………………………..14

5.3.Расчет параметров экскавации…………………………………………………..23

5.4. Расчет транспорта……………………………………………………………….29

5.5. Отвалообразование……………………………………………………………..30

6.Вскрытие рабочих горизонтов в период эксплуатации…………………….32

6. 1 Объемы и параметры вскрывающих выработок……………………………..32

7.Список используемой литературы……………………………………………34

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:

Длина карьера - Lк.

Ширина карьера - Вк.

Длина дна карьера - Lд.

Ширина дна карьера - Вд.

Глубина карьера - Нк.

Угол откоса нерабочего борта карьера - γнб.

Угол борта в торце карьера - γнт.

2.1 Границы карьерного поля

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.

2.1.1. 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 45о.

2.1.1.1. Определение глубины карьера

Площадь полезного ископаемого между соседними горизонтами

Sпи =mг

г=16 20=320м

Запасы полезного ископаемого на горизонте

Qпи =Sпи

пи,

где Sпи – сечение полезного ископаемого.

пи – плотность полезного ископаемого, т/м3.

Qпи = 320* 1,35 = 432т,

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

Для висячего бока:

Sвв = м3

м3

Для лежачего бока:

Sлв = м3

м3

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

Sв= Sвв +Sлв

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 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.

K кi

Кгр

789

1568

2362

3127

3820

432

1,8

3,6

5,4

7,3

9,5

< 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 – Lк=3000м.

Ширина карьера по поверхности – Вк=252м

Ширина дна карьера – Вд=19м

Глубина карьера – Нк= 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 (Vв) 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 γр = 20°. Площади вскрыши на 1 м длины карьера по висячему и лежачему бокам залежи рассчитываются как площади трапеций.

Для висячего бока:

м3

Для лежачего бока:

м3

Объем вскрыши:

м3

Объем полезного ископаемого:

м3

Промышленный

= 0,95

м3

А где промышленные запасы полезного ископаемого: Qi = Vi * ρпи

Объем потерь полезного ископаемого:

= 0,05

м3

Промышленный объем вскрыши:

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 (Агод):

= ,

где Та – 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.

ρпи – плотность полезного ископаемого, т/м3.

Промышленные запасы полезного ископаемого по горизонтам:

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:

Агод = /10 = 601,24тыс. т/год

Qвпз = Агод/3, тыс.т.

Qвпз = 601,24/3 = 200,4тыс.т.

Определяем длину разрезной траншеи, подготавливающие эти запасы:

Lрт = Qвпз /(mг*hу.ск.*ρп.и.), м

Lрт = 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

Vвнкв – объем внутрикарьерных выработок, м3;

Vвск.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.*(ctgαру.ск.+ctgαп), где

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

αру.ск. – угол откоса рабочего борта уступа по скальным породам, 75°

ctgαп - угол падения пласта, 45°.

Ширина разрезной траншеи по низу.

Вр.тр. = 2Rчу+ 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.*( ctgαру.ск + ctgαп) + hу.н.* ctgαру.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/(3ctgαтр.)], где

Втр. – ширина транспортной полосы, м.

Vвнш. = (202/0,08)*[19/2 + 20/(3ctgα45)] = 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/ 3ctgα)

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.ctgαтр),

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

5.2.1.Исходя из заданных условий определяем средний диаметр естественной отдельности dе.

По данным δcж = 70 МПа

dе = 0,02* δcж = 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

5.2.2. 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.

5.2.3. Обоснование проектной величины удельного расхода ВВ

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

Рациональная степень взрывного дробления

Zр =1 + dе 2 (Е0,25 + Пвв)-1,

где dе – диаметр естественной отдельности в массиве, м;

Е – объем ковша экскаватора, м;

Пвв – показатель относительной эффективности ВВ,

Пвв = Квв Свв / Сэт ,

где Сэт, Свв – стоимость соответственно эталонного и рассматриваемого ВВ, руб. Так как по стоимости ВВ нет данных то, принимаем Свв= Сэт , тогда

Пвв = Квв.

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

Zр = 1 + 1,42(50,25+0,89)-1=1,8

Удельный расход ВВ, обеспечивающий Zр .

q = 5d (Zр – 1) /dе ,

где d – диаметр скважины, м.

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

5.2.4. Расчет параметров расположения скважинных зарядов ВВ.

Применение наклонных скважин способствует улучшению качества дробления пород.

Длина скважины :

Lск = Н/sinβ +Lп ,

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

Lп – длина перебура, м.

Lп =3d * dе

Lп = 3*0,245*1,4 = 1м

Lск = 15/sin75 + 1 = 18м

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

при ведении взрывных работ с перебуром

Lзаб. = Lп +11,3 d0.75 dе -0.5 РВВ 0,5,

где РВВ – плотность ВВ , кг/м³

Lзаб. – длина забойки, м.

Lзаб = 1 + 11,3 * 0,2450,75 * 1,4-0,5 * 0,950,5 = 4м

Длина колонки заряда ВВ.

LВВ =Lск - Lзаб , м

LВВ = 18 – 4 = 14 м

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

∑Lр = LВВ / (2,5 dе + 1), м

∑Lр = 14 / (2,5*1,4 +1) = 3,1 м

Длина отдельного воздушного промежутка.

Lрi = (13.5 – 2.5 dе) d, м

Lрi = (13,5 – 2,5*1,4)*0,245 = 2,5 м

Количество интервалов рассредоточения

nр = ∑Lр / Lр

nр = 3,1 / 2,5 = 1.

Принимаем отсутствие воздушный промежуток как целую часть отношения ( ∑Lр / Lр ).

Длина забойки рассредоточенного заряда.

Lзаб.р = Lзаб.(1 - Lр / Lск ),

Lзаб.р =4 (1- 2,5/18) = 3,4 м

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

LВВр = Lск - Lзаб.р - Lр , м

где Lзаб.р – длина забойки ,м.;

Lр -длина колонки заряда ВВ ,м.

LВВр = 18 – 3,4 – 2,5 = 12,6 м

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

LВВрв = 0,35* LВВр , м

LВВрн = 0,65* LВВр , м,

где LВВрв , LВВрн – длинна верхней и нижней колонки ВВ, соответственно, м.

LВВрв = 0,35* LВВр = 0,35*12,6 = 4,4 м

LВВрн = 0,65* LВВр = 0,65*12,6 = 8,1 м

Масса скважинного заряда

Qскв =Р LВВ ,

где Р – вместимость 1 м скважины, кг

Р = 0,25 π d2 ρВВ ,

где ρВВ - плотность ВВ, кг/м3

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

Qскв = 44,76 * 14 = 627 кг

Линия сопротивления по подошве уступа

Так как скважины приняты наклонного бурения,то W=в

В – расстояние между рядами

5.2.5. Параметры сетки скважин.

Число рядов скважин

n=АБВР/в

где АБВР – 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 dе

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

в = 10 / 1,27 = 5,6 м

где hп – высота перебура, м

hп = Lп sinβ

hп = 1 sin75 = 0,92 м

АБВР = 1,5*Rчу

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

АБВР =1,5*9,04 = 13,6м

n=АБВР * m / а

в = а / m

а = ((Qскв * АБВР * m)/а) *( АБВР * 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 АБВР

АБВР = 5,6*3 =18 м

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

5.2.6. Качество подготовки пород взрывом

Ширина развала взорванной породы

Вр = АБВР + ∆В – hо ctg α ,

где ∆В – дальность взрывного перемещения породы, м;

hо – высота откольной зоны над подошвой уступа, м

Дальность взрывного перемещения породы при порядной схеме КЗВ

Обоснование конечной глубины, производственной мощности и структуры комплексной механизации карьера 📙 Курсовая → 🆔 145337