Ирина Эланс

Автор который поможет с любыми образовательными и учебными заданиями

Открытая геотехнология

Введение

Целью данного курсового проекта является:

- Обоснование параметров, производительности и режима работы карьера;

- выбор способа, схемы и системы вскрытия при разработке месторождений открытым способом;

- выбор наиболее подходящего оборудования и их количества для каждого производственного процесса;

- определение расчетным путем мощности и расстановки оборудования, обеспечивающего производство горных работ в установленном объеме и порядке.

Задачами данного курсового проекта является:

- Практическое закрепление материала изученного по дисциплине;

- Получение навыков в решении горно-инженерных задач с использованием различного рода справочных материалов.

1. Исходные данные

Наименование показателей	Вариант 98
Годовая производительность карьера по руде, млн. т.	15
Расстояние транспортировки, км	11
Горизонтальная мощность рудного тела, м	100
Длина руднго тела, м	3000
Угол падения рудного тела, град	55
Мощность насосов, м	20
Мощность прослойков пустых пород, м	-
Климатический район	Южный
Коэффициент крепости пород по шкале проф.М.М.Протодъяконова	10
Плотность горной породы, т/ м3	2,7
Категория пород по трещеноватости	III
Взрываемость пород	Средневзрываемые
Обводненность пород	Сухие
Граничный коэффициент вскрыши, м3/м3	5

2. Обоснование параметров и производительности карьера

В соответствии с коэффициентом крепости пород по шкале М.М. Протодьяконова определим углы погашения бортов карьера. f=10 составляют (табл. 2):

Со стороны лежачего бока - 40º

Со стороны высячого бока - 45º

Найдем конечную глубину карьера по формуле В.В. Ржевского:

м (1)

где Нк - глубина карьера, м;

Кгр - граничный коэффициент вскрыши (табл. 2), м3/м3;

mг - горизонтальная мощность рудного тела (табл. 1), м;

mп - мощность прослоев пустых пород (табл. 1), м;

gв, gл - углы погашения бортов карьера со стороны висячего

и лежачего боков, град.

≈230 м

Определяем длину и ширину карьера по верхнему контуру:

Lв = Lp + Hк·(ctggв + ctggл), (2)

Вв = mг + Hк·(ctggв + ctggл), (3)

где Lв - длина карьера по верхнему контуру, м;

Lp - длина рудного тела по простиранию (табл. 1), м;

Вв - ширина карьера по верхнему контуру, м.

Lв = Lp + Hк·(ctggв + ctggл)=3000+230(1,19+1)=3500 м

Вв = mг + Hк·(ctggв + ctggл)=100+230(1,19+1)=600 м

Вычисляем запасы полезного ископаемого в контуре карьера:

Vp = (mг-mп)·(Нк-hн)·Lp, (4)

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

hн - мощность наносов (см. табл.1),м.

Vp = (mг-mп)·(Нк-hн)·Lp =(100-0)(230-20)3000=63000000 м3

Определяем объем горной массы в контуре карьера:

Vг.м = mг ·Lp·Hк + H2к×·(Lp + mг)·ctggср+1,05×H3к·ctg2gср, (5)

где Vг.м - объем горной массы в контуре карьера, м3;

gср - средний угол откоса бортов карьера при погашении, град.

Vг.м =100*3000*230+(230)2((3000+100)/2)ctg((45+40)/2)+

+1,05*(230)3* ctg2((45+40)/2)=158476753 м3.

Находим средний коэффициент вскрыши:

(6)

где Кср - средний коэффициент вскрыши, м3/м3.

1,52≤ 5

Вычислить производительность карьера по вскрыше и горной массе:

(7)

Аг.м = Ар·(1+Кср), (8)

где Ав - годовая производительность карьера по вскрыше, млн. м3;

Ар- годовая производительность карьера по руде (табл. 1), млн. т;

g - плотность полезного ископаемого (табл. 2), т/м3;

Аг.м – годовая производительность карьера по горной массе, млн. т.

8,44 млн.м3

Аг.м = Ар·(1+Кср)=15(1+1,52)=37,8 млн.т.

3. Выбор оборудования и режим работы карьера

Для расчетной годовой производительности по горной массе Агм=37,8 млн.т и заданному расстоянию транспортирования 11 км, подбираем емкость ковша эксакаватора и соответствующее транспортное оборудование и его грузоподъемность.

Емкость ковша экскаватора составляет 8-12 м3, грузоподъемность автосамосвала 105-180т. и более.

По емкости ковша подбираем модель экскаватора.

Экскаватор марки ЭКГ-12:

- Вместимость ковша 12 м3;

- Максимальный радиус черпания на уровне стояния Rч.у=14,3 м;

- Максимальный радиус разгрузки Rp.max=18,5 м;

- Максимальный радиус черпания Rp.max=21 м;

По грузоподъемности подбираем марку автосамосвала.

Автосамосвал БелАЗ-7521:

- Грузоподъемность 180т;

- Геометрический объем кузова 80 м3;

- Габаритные размеры 13580*7640*6100;

- Масса снаряженного автомобиля – 145 т;

Для принятой модели экскаватора и крепости пород по шкале М.М. Протодъяконова (табл. 6) принимаем буровой станок марки СБШ 320 с диаметром долота 320 мм.

По произведенным расчетам имеем годовую производительность карьера по горной массе 37,8 млн.т, поэтому целесообразно применять непрерывную рабочую неделю и три смены в сутки по 8 часов.

С учетом заданного климатического района (Южный) по табл. 7 число рабочих дней в году для наших условий принимает 355 дней в году.

4. Вскрытие карьерного поля

Предоставленное месторождение находится в равнинной местности, поэтому вскрытие карьерного поля производим временными вскрывающимися и разрезными траншеями по контакту руда порода (со стороны висячего бока залежи). В конечном контуре выезд из заглубленной части карьера будет производиться по системе капитальных полутраншей (съездов), уложенных в лежачем боку рудного тела, и представляет собой тупиково-петлевую форму трассы.

По классификации проф. Шишко (табл. 7.1 и 7.3) капитальные полутраншеи:

- по расположению относительно контура карьера – внутренние;

- по числу уступов, обслуживаемых системой траншеи – общие;

- по основному назначению – одиночные;

- по стационарности – стационарные.

Глубина заложения траншей Нт=15 м (равна высоте уступа).

Продольный уклон траншей iр=10% (табл. 8).

Угол откоса траншей α=70º (табл.13).

Длина вскрывающей траншеи и съезда в плане:

,м (9)

где iр- руководящий (продольный) уклон, %.

Ширина вскрывающей траншеи и съезда по дну:

Ширина траншеи по дну составляет bт=37м (табл. 10,11).

Определяем объем вскрывающей наклонной траншеи:

. (10)

м3

Строительный объем разрезной траншеи (м3):

Vрт = h·Lрт·(bрт + h·ctgα), (11)

где Lрт – длина разрезной траншеи, м;

bрт – ширина нижнего основания разрезной траншеи (табл. 11), м.

Vрт = h·Lрт·(bрт + h·ctgα)=15*3000*(40+15ctg70)=2043000м3

Определяем длину трассы, необходимой для вскрытия одного горизонта (м)

,м (12)

где h – высота уступа, м;

lп – длина горизонтальной площадки примыкания,м;

5. Система разработки месторождения

В основу классификации систем разработки акад. Н.В. Мельникова положен способ производства вскрышных работ. По этой классификации выделяются следующие системы разработки: бестранспортная, экскаватор-карьер, транспортно-отвальная, специальная, транспортная и комбинированная.

Для наших условий принимаем транспортную систему разработки. Вскрыша перемещается транспортными средствами (Автосамосвал БелАЗ-7521) на внешние отвалы. Погрузку горной массы производим экскаваторами (ЭКГ-12). Транспортная система разработки применяется для отработки месторождений различной формы с породами любой крепости, что указывает правильность выбора системы разработки для наших условий.

Основными отличительными признаками классификации систем разработки акад. В.В. Ржевского являются направление выемки в плане и профиле. Направления выемки в плане разделяются на продольное, поперечное, веерное и кольцевое. Направления выемки в профиле разделяется на сплошное и углубочное.

По углу падения рудного тела в наших условиях по типу относиться крутопадающей залежи. При разработке таких залежей в период эксплуатации ведутся вскрытие и нарезка новых рабочих горизонтов. В этом случае положение рабочей зоны постоянно меняется, поэтому системы разработки таких месторождений относятся к группе углубочных систем – с переменным положением рабочей зоны.

По классификации систем разработки акад. В.В. Ржевского для наших условий принимаем углубочную, продольную, двухбортовую систему разработки с внешними отвалами.

Основные параметры системы разработки: высота и угол откоса уступов, ширина рабочих площадок, ширина заходок, длина фронта работ, угол откоса рабочего борта, длина экскаваторного блока, число рабочих уступов, длина фронта работ.

С учетом изложенного определяем высоту уступа:

, (13)

где h – высота уступа, м;

Hч.max – максимальная высота черпанья принятого экскаватора, м.

Угол откоса рабочего уступа α=70º (табл.13).

Определяем ширину рабочей площадки:

при использовании буровзрывных работ:

П = В + С1 + Т + m + dв + Л +dп; (14)

где C1=2,5÷3,5 – расстояние от нижней бровки уступа или развала до

транспортной полосы, м;

Т – ширина транспортной полосы (СНиП 2.05.07-91), м;

m=3,5 – расстояние от линии электропередачи до кромки

транспортной полосы, м;

dв=6÷7 – ширина полосы для движения вспомогательного

транспорта (при использовании автотранспорта dв=0), м;

Л – ширина полосы готовых к выемке запасов, м;

dп – ширина призмы возможного обрушения (табл. 13),м;

В – ширина развала взорванной горной массы, м.

П=42+3+15+3,5+0+25+3,5=92 м.

Определим ширину резервной полосы запасов:

, (15)

где μ – норматив обеспеченности запасами полезного ископаемого, мес.

(табл.14);

Ар – годовая производительность карьера по полезному ископаемому, т;

Lр.у – длина добычного фронта на уступе, м (Lр.у = Lр);

nо – количество добычных уступов.

м.

Количество одновременно разрабатываемых добычных уступов:

, (16)

где bрт – ширина разрезной траншее (ее учитывают, если подготовка

горизонтов ведется по залежи), м;

δ – угол падения залежи, град.

6. Производственные процессы

6.1 Подготовка пород к выемке.

Подготовку скальных и полускальных пород к выемке ведут с использованием энергии взрыва.

Длина перебура (м) рассчитывается по формуле:

lп = (0,1¸0,25)×h= 0,2*15=3 м, (17)

Рассчитаем с точностью до 0,5 м глубину скважины:

, (18)

где Lс - глубина скважины, м;

b - угол наклона скважины к горизонту, град.;

lп- длина перебура, м,

метров,

Диаметр скважины:

dc = Kp.c × dд=1,1*320=352 мм. (19)

где dс- диаметр скважины, мм;

dд- диаметр долота, мм;

Кр.с-коэффициент расширения скважины при бурении

(изменяется от 1,05 в монолитных породах до 1,2 в чрезвычайно

трещиноватых) (табл.2).

Определим сменную производительность бурового станка по формуле

, (20)

где Пб - сменная производительность бурового станка, м;

Тсм - продолжительность смены, мин.;

Тп.з - продолжительность подготовительно-заключительных операций,

мин., Тп.з = 20÷30;

Тр - продолжительность регламентированных перерывов, мин.

Тр = 10÷30;

Тв.п - внутрисменные внеплановые простои, мин.,

Тв.п = 60÷90;

t0 - основное время, затрачиваемое на бурение 1м

скважины, мин.;

tв - продолжительность вспомогательных операций при бурении

1 м скважины, мин.

м/смену.

Находим годовую производительность бурового станка по формуле

Пб.г = Пб × Nсм.б , (21)

где Пб.г - производительность бурового станка, м/г;

Nсм.б - количество рабочих смен бурового станка в течение года (табл.19)

Пб.г = 48 × 685=32880 м/год.

Согласно исходных данных в таблице 2, выбираем ВВ заводского изготовителя – Гранулит М (табл. 20).

Определим линию сопротивления по подошве (ЛСПП):

, (22)

где W - линия сопротивления по подошве, м;

Кв - коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве

(табл. 21);

dс - диаметр скважины, м;

D - плотность заряжания ВВ в скважине (табл. 22), кг/м3;

m - коэффициент сближения зарядов (табл. 21);

Квв - переводной коэффициент от аммонита №6 ЖВ к принятому

ВВ (табл. 22);

g - плотность породы (табл. 2), кг/м3.

=14,42 метров

Линия сопротивления по подошве с учетом требования безопасности ведения буровых работ у бровки уступа:

Wб=dп+h×(ctga-ctgb), (23)

где Wб- значение ЛСПП по возможности безопасного обуривания уступа, м;

dп- ширина возможной призмы обрушения (табл. 13),м.

Wб=dп+h×(ctga-ctgb)=3,5+15(ctg70-ctg90)=8,9 м.

Проверим соответствие расчетной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:

W ³ Wб (24)

14,42³ 8,9;

Принимаем W=8,9 м.

Найдем длину заряда по формуле

lвв = Lс - lз - lпр (25)

где lвв - длина заряда ВВ, м;

lз - длина забойки, м;

lз = (20-35)dс =7,04 ≈ 7 м

lпр - длина промежутка (при сплошном заряде lпр=0), м,

lпр = (8-12)dс=2,82 ≈ 3 м

lвв =18-7-3=8 м.

Определяем массу заряда в скважине по формуле

Qз = 7,85 × d2с × D × lвв (26)

где Qз - масса заряда, кг;

dс - диаметр скважины, дм.

Qз=7,85*3,522*0,8*8=622,5 кг.

Определяем массу нижнего заряда:

QЗН=0.7*622,5=436 кг

Определяем массу верхнего заряда:

QЗН=622,5-436 кг=186,5 кг

Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса

Qз = q × a × b × h, (27)

где q - удельный расход ВВ (табл. 23), кг/м3;

а - расстояние между скважинами в ряду, м;

b - расстояние между рядами, м.

Qз =0,7*7,7*7,7*15=622,5 кг

Породы по взрываемости – легковзрываемые, поэтому сетку скважины применяем квадратную.

=7,7 м (28)

а=b=7,7м.

Проверяем возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом заряда ВВ установленной массы:

. (29)

14,42≤7,7

Условия не выполняется, поэтому в первом ряду используем парносближенную скважину.

Определим массу заряда во второй парносближенной скважине:

Q’з = W’× h × q × (a’ - a), (30)

где W’ - ЛСПП при парносближенных скважинах (1,4*W), м;

а’ - расстояние между смежными парами скважин (1.4*a ), м.

Q’з = 1.4*14,42*15*((1.4*7,7)-7,7)=932 кг;

Вычисляем объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:

Vбл = Qсм.п × nсм × nд, (31)

где Vбл - объем взрываемого блока, м3;

Qсм.п - сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м3;

nсм - число рабочих смен экскаватора за сутки, ед;

nд - норматив обеспеченности экскаватора взорванной горной массой,

сут.

Vбл =2659*3*10=79773 м3.

Определить длину блока по формуле

(32)

где Lбл - длина блока, м;

nр - число взрываемых рядов скважин (табл.24), ед.

м.

Находим число скважин, взрываемых в одном ряду, по формуле

скважины (33)

Вычисляем общий расход ВВ на блок, кг:

Qв.б = Qз × nскв × nр+ Qз × nскв =622,5*19*4+622,5*19=59138 кг

Рассчитываем выход горной массы с 1 м скважины, м3:

. (34)

м3,

Найти интервал замедления, мс:

t = 1,25 × Кз × W, (35)

где Кз-коэффициент, зависящий от взрываемости пород (табл. 21).

t = 1,25 ×4 ×14,42=72,1≈75мс

По расчетной величине t подбираем ближайшее стандартное пиротехническое реле РП8-75мс. Схема коммутации – порядная поперечными рядами.

Рассчитаем ширину (В, м) развала взорванной горной массы:

В = (1,5÷2.5)×h+b×(nр – 1). (36)

В=1,5*15+7,7(4-1)=45,6м

Определим высоту (hр, м) развала:

hр = (1,0÷1,2)×h. (37)

hр =1*15=15м

Найдем инвентарный парк буровых станков по формуле

, (38)

где Аг.м - годовая производительность по горной массе, т;

Пб.г - годовая производительность бурового станка, м.

17 ед.

6.2. Выемочно-погрузочные работы

Определим ширину экскаваторной заходки при погрузке горной массы в средства транспорта

А = (1,5÷1,7)×Rч.у. (39)

А=1,7*14,3=24,31≈24 м.

Определим количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы

≈2 проходки (40)

где nп – количество проходов экскаватора по развалу взорванной

горной массы, ед;

В – ширина развала взорванной горной массы, м.

Определяем сменную производительность экскаватора:

, (41)

где Е – вместимость экскаваторного ковша (прил. 1);

Тсм – продолжительность смены, ч;

Кз – коэффициент влияния параметров забоя (Кз = 0,7-0,9);

Кн – коэффициент наполнения ковша (Кн = 0,6-0,75);

Кр – коэффициент разрыхления породы в ковше (Кр = 1,4-1,5);

Кпот – коэффициент потерь экскавируемой породы (табл. 26);

Ку – коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя,

квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики

(табл.26);

Ки – коэффициент использования экскаватора в течение смены,

учитывающий организационные и технологические перерывы

(табл. 26).

Вычисляем годовую эксплуатационную производительность экскаватора:

Qэ.г = Qэ.см×Nсм.э, (42)

где Qэ.г – годовая эксплуатационная производительность экскаватора, м3;

Nсм.э – количество рабочих смен экскаватора в течение года для

принятого режима работ карьера (табл. 28).

Qэ.г = 2659*785=2087401м3

Найдем инвентарный парк экскаваторов:

, (43)

где Nэ.и – инвентарный парк экскаваторов, ед;

Аг.м – годовая производительность карьера по горной массе, т;

γ – плотность пород, т/м3.

Определить общую продолжительность транспортного цикла (оборота)

Тоб = tп + tгр + tр + tпор + tож , (44)

где Тоб – время полного оборота транспортного средства, ч;

tп – время погрузки, ч;

tгр – время движения с грузом, ч;

tр – время разгрузки состава (автосамосвала), ч;

tпор – время движения порожняка, ч;

tож – время задержек в пути, ожидания погрузки и разгрузки

(табл. 29 и 30), ч.

Тоб =0,18+0,79+0,42+0,05=1,44,

Время погрузки вычисляется, исходя из фактической грузоподъемности.

Фактическая грузоподьемность самосвала.

При погрузки одноковшовыми экскаваторами qф и Vф устанавливается по числу ковшей, загружаемых в кузов:

ковшей (45)

Где q – паспортная грузоподъемность,т.

, (46)

. (47)

Время погрузки:

tп (48)

где Qэ – эксплуатационная производительность экскаватора,

Кн.в – коэффициент наполнения кузова (1,15);

Крв – коэффициент разрыхления породы в кузове (1,1).

Время движения автосамосвала:

tД=2*Lтр/Vср, ч

где Lтр – расстояние транспортировки (табл.1), км

Vср – средняя скорость движения в обоих направлениях

(табл.32), км/ч

tД=2*11/28=0,79 ч.

Время разгрузки автосамосвала:

tр=0,042 ч.

Рассчитаем сменную производительность подвижного состава

, (49)

где Qт – сменная производительность подвижного состава, т;

Тсм – продолжительность смены, ч;

Ки = 0,9 – коэффициент использования сменного времени подвижным

составом.

При закрытом цикле рабочий парк автосамосвалов обслуживающих один экскаватор:

Nр.а = Qэ.см×·γ/ Qт. (50)

Nр.а =2659*2,7/1023=7,01≈7 ед.

Определим суточный (Lсут, км) пробег автосамосвала:

км (51)

Вычисляем инвентарный парк автосамосвалов:

Nи.а=Nэ.п.Nр.а/G (52)

где Nи.а – инвентарный парк автосамосвалов, ед;

Nэ.и – инвентарный парк экскаваторов, ед;

G - коэффициент технической готовности (табл 34).

Nи.а=8*7/0,76=73 ед.

6.4 Бульдозерное отвалообразование при автотранспорте

Выбираем высоту отвала (табл. 35):

Нотв=30 м.

Определяем удельную приёмную способность отвала (м3)

Wо = Vф·λ/bа, (53)

где λ = 1,5 – коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова

автосамосвала;

bа – ширина кузова автосамосвала (7,64), м.

Wо =60*1,5/7,64=11,8 м3/м.

Вычисляем длину отвального участка по условиям планировки (м)

Lоп = Qбо/Wо, (54)

где Qбо – сменная производительность отвального бульдозера (табл. 37), м3.

Принимаем бульдозер ДЗ-118 на базе ДЭТ-250

Lоп =1250/11,8≈106 м

Определяем количество одновременно разгружающихся автосамосвалов на отвале:

авт. (55)

где tМО – время маневров автосамосвала при разгрузке (60-100с);

Nар – количество автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течении

часа.

авт.

Где kнер – коэффициент неравномерности работы автосамосвалов (1,3);

Открытая геотехнология 📙 Курсовая → 🆔 169971