Технологии подземной разработки рудных месторождений

Министерство  образования  науки  РФ

Федеральное  агентство  по  образованию  ГОУ  ВПО

Уральский  Государственный  Горный  Университет 
 

Кафедра  разработки  месторождений  открытым  способом 
 
 
 

КУРСОВАЯ  РАБОТА 

По  дисциплине:

«Основы  горного  дела» 
 
 
 
 
 

Преподаватель:  Мартынов  Н.В.

Выполнил: Чикаров  Д.А

Группа:  ОГР – 01 
 
 
 

Екатеринбург  2010

СОДЕРЖАНИЕ

Введение ………………………………………………………………………..

1.Определение   объема,  размеров, производительности  и  срока  службы  карьера,  запасов  полезного ископаемого  и  коэффициента  вскрыши………………………………………………………………………….

2.Расчет  заряда  одиночной  скважины……………………………………….

3.Расчет  производительности  бурового  станка…….......................................

4.Расчет  производительности  карьерных  экскаваторов…………………….

5.Определение   производительности  карьерных   автосамосвалов…………..

6. Конструкция   рабочего  и  нерабочего  бортов  карьера…………………..

7. Расчет  бульдозерного   отвалообразования  при  автомобильном   транспорте……………………………………………………………………….

 Показатели  проекта……………………………………………………………

Список  используемой  литературы ……………………………………………  
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

    Введение.

    Открытый  способ разработки  полезных ископаемых   является  наиболее  перспективным  в технологическом,  экономическом  и социальном  отношениях.

    Этот  способ   является   наиболее  распространенным способом добычи металлургического  сырья, посредством которого из недр извлекается более 2/3 всех полезных ископаемых. Это относительно дешевый  способ разработки, позволяющий применять  мощное и высокопроизводительное оборудование. Однако при проведении открытых работ  на многие десятилетия из хозяйственного оборота изымаются огромные площади  сельскохозяйственных и лесных угодий. Для доступа к месторождению  с поверхности приходится вынимать, перемещать и складировать в отвалы пустые породы, объем которых в  несколько раз превышает объем  добываемого полезного ископаемого.

    За  последние десятилетия в технологии подземной разработки рудных месторождений  произошли коренные изменения: резко  возросла степень механизация основных и вспомогательных производственных процессов, получило широкое распространение  использование искусственных твердеющих смесей для заполнения выработанного  пространства, разработаны новые  технологии и материалы поддержания  горных выработок.  Всё это в совокупности с применением низкозатратных высокопроизводительных систем разработки, таких как системы, с самообрушением, позволяет повысить извлечение руды из недр и обеспечить безопасность горных работ, особенно на больших глубинах. Вследствие этого уже сейчас на многих подземных рудниках достигнута многомиллионная годовая производительность при высоких показателях извлечения. 
 
 

1. Определение объема, размеров, производительности и срока службы карьера, запасов полезного ископаемого и коэффициента вскрыши.

 

      При  равнинном  рельефе  поверхности  и  наклонном  или  крутом  падении  залежи  объем,  карьера  может  быть  определён  как  сумма  отдельных  геометрических  фигур

    Vk = V1 + V2+ V3,

     где  Vk - объём карьера, ;

             V₁ – объём призмы  с основанием  S = LM, м³ ;

            S – площадь  дна  карьера,  м²;

            L – длина  залежи  по  простиранию,  м ;

            М – горизонтальная  мощность  залежи , м.

     S = 680×410 = 278800 м².

     V₁ = LMH_k ;

     где  H_k  - глубина карьера,  м;

     V₁ = 680×410×230 = 64124000 м³;

     V₂ - суммарный объём призм треугольного  сечения ,  прилегающих с четырёх сторон  к объёму  с основанием  V₁ , м³ ;

     V₂ = P ср,

     где  P – периметр  залежи,  P = 2(L + M) м;

     P = 2( 680+410) = 2180 м ;

     V₃ – суммарный объем отдельных частей   расчлененного конуса,  располагающихся в угловых участках  карьера, м³,

     V₃ = cp ,

            где  cp -  усредненный угол откоса нерабочих бортов карьера, град.

        V₂ = × 2180 × 230² × 1,54= 88797940 м³. 

V₃  = × 230³ × 1,54² = 30660840 м³. 

    Суммарный  объём  карьера,  таким  образом,  определяется  по  формуле:

  Vk = S+ P ср+ cp ,

    V_k = 64124000 + 88797940 + 30660840 = 183582780 м³. 

    Длина  карьера  по  верху  ( L_k , м )

    L_k = L + 2H_kср , 

    L_k  = 680 + 460 × 1,54 = 1388,4 м.

    Ширина  карьера  по верху ( В_к, м)

    В_к = М + 2H_kср ,

    В_к = 410 + 460× 1,54 = 1118,4 м.

    Объем  полезного  ископаемого  в контурах  карьера ( V_п.и.,м³),

    V_п.и. = S ( H_k - h_н),

    где  h_н – мощность  наносов, м.

    V_п.и. = 278800 ( 230 – 30) = 55760000 м³.

    Промышленные  запасы  полезного  ископаемого  в  контурах  карьера (Q_п.и.,т)

    Q_п.и. = V_{п.и. п.и.} ŋ_и,

    где  _п.и – объемная масса  полезного ископаемого,  т/м³;

           ŋ_и - коэффициент извлечения, учитывающий   потери  полезного ископаемого при разработке.

    Q_п.и. = 55760000 × 3,2 × 0,95 = 169510400 т/м³.

    Объем  породы  в  контурах  карьера  ( V_п, м³)

    V_п = V_k - V_п.и.

    V_п  = 183582780 – 55760000 = 127822780 м³.

    Величина  среднего  коэффициента  вскрыши ( объем вынимаемой  пустой  породы,  приходящийся  на  единицу добываемого полезного ископаемого) к_ср, м³/т

      к_ср =  _,

      к_ср =   = 0,75 м³/т. 

    Производительность  карьера   по  вскрыше ( П_в, м³/т) приблизительно  устанавливается по  среднему  коэффициенту  вскрыши

    П_в = П_п.и. к_ср к_н,

    где  П_п.и. – производительность карьера по  полезному ископаемому, т/год;

           к_н – коэффициент неравномерности распределения вскрыши по  годам (к_н = 1,1÷1,3 ).

    П_в = 5,1 × 0,75 × 1,2 = 4600000 м³/т.

    Производительность  карьера  по  горной  массе ( П_г.м, м³/год)

    П_г.м = П_{п.и + Пв.}

    П_г.м = 5,1 × + 4,59 = 6180000 м³/год.

    Суточная  производительность  карьера  по  полезному  ископаемому 

     = ,

    где  Т_г – число  рабочих  дней  карьера  в  год ( Т_г = 350 дней).

     = = 0,0146 = 14600 т/сут.

    Суточная  производительность карьера  по  вскрыше ( , м³/сут)

     = .

     = = 0,0131 = 13100 м³/сут.

    Сменная  производительность  карьера  по  добыче  и  вскрыше ( , т/смену; , м³/смену)

     = ,    =

    где  - число смен  работы  карьера в сутках.

     = = 7300 т/смену,

     = = 6550 м³/смену.

    Срок  службы  карьера (Т_сл , лет)

    Т_сл = Т_ос + Т_э + Т_з ,

    где  Т_ос + Т_з – время на  основание и затухание мощности  карьера по  добыче ( принимается 1,5 года);

    Т_э  - расчётный срок  эксплуатации  карьера,  лет.

    Т_э  =

    Т_э = = 33,2 лет

    Т_сл  = 1,5 + 33,2 = 34,7 лет.

      
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

2. Расчёт  заряда  одиночной  скважины.

По  заданному  диаметру  шарошечного  долота  определяется  диаметр  взрывных  скважин ( dc , мм )

d_c = d_д k_разб ,

где  d_д - диаметр долота , мм ;

      k_разб – коэффициент разбуривания ,  принимаемый в зависимости от  крепости  пород

d_c = 320 × 1,02 = 326,4 мм ;

Определяется  длина  перебура ( Ɩ_пер, м)

Ɩ_пер = 11dc,

где  d_c – диаметр скважины, м

Ɩ_пер = 11 × 326,4 = 3,6 м

Определяется  длина  скважины ( Ɩ_c, м)

Ɩ_c = Н_у + Ɩ_пер ,

где  Н_у – высота  уступа , м

Ɩ_c = 15 + 3,6 = 18,6 м ;

Задаем  тип  ВВ  и  конструкцию  скважин  (зарядов) – сплошной  вертикальный  заряд.

Определяем  длину  забойки  ( Ɩ_заб, м)

Ɩ_заб = 0,27Ɩ_c,

где  Ɩ_c – длина  скважины ;

Ɩ_заб = 0,27 × 18,6 = 5,02 м ;

Определяется  длина  заряда  ВВ  в  скважине  ( Ɩ_зар, м )

Ɩ_зар = Ɩ_с – Ɩ_заб ,

Ɩ_зар = 18,6 – 5,02 = 13,6 м ;

Определяется  удельная  вместимость  скважины  ( Р, кг/м )

P = 7,85 Δ ,

где  d_с – диаметр  скважины , дм ;

       Δ – плотность  заряда  в  скважине , кг/ ,

принимаем  1,0 кг/дм³

Р = 7,85 × 3,26² × 1,0 = 83,4 кг/м ;

Устанавливаем  удельный  расход  эталонного  ВВ qʹ, равный  1,2

Вычисляем  удельный  расход  принятого  ВВ ( q_п , кг/м³ )

q_п = qʹ × k_вв ,

где  k_вв – коэффициент, учитывающий тип ВВ – Граммонит 50/50 ,  принимаем равный  1,01

q_п = 1,2 × 1,01 = 1,121 кг/м³

Определяется  величина  преодолеваемой  линии  сопротивления  по  подошве 

W = 0,9 .

W = 0,9 = 7,8 м.

Выполняется  проверка  величины  линии сопротивления по подошве по условию:

W ≥ W_min ,  W_min = Н_у ctgα + 2 ,

где  α –  угол  откоса  рабочего  уступа , град:

W = 15 × 0,1 + 2 = 3,5 м ;   7,8 ≥ 3,5.

Выполняется  проверка  Ɩ_пер  по  условию:

Ɩ_пер ≤ 0,3W.

3,5 ≤ 0,3 × 7,8   ;   3,5 ≤ 2,34 не  верно т.к. Ɩ_пер > 0,3W, то  принимаем Ɩ_пер = 0,3W

Определяется  масса  заряда  в  скважине ( Q₃, кг)

Q₃ = рƖ_зар.

Q₃ = 83,4 × 13,6 = 1134 кг ;

Определяется  расстояние  между  скважинами  в  ряду (ɑ,м)

ɑ =

ɑ = = 8,6 м ;

Выполняется  проверка  величины  ɑ  по  допустимому  коэффициенту  сближения  скважин  m

m = ɑ  / W.

m = 8,6 ∕ 7,8 = 1,1;

На  практике  коэффициент  сближения  скважин  составляет : m = 0,8 ÷ 1,4.

Определяется  ширина  развала ( В_р , м )

В_р k_з k_в ,

где  k_в – коэффициент, характеризующий взрываемость  породы  ( для трудновзрываемых  пород k_в = 1,5 ÷ 2,5 )

      k_з – коэффициент  дальности  отброса  породы,  зависящий от  принятого интервала замедления  между отдельными  скважинами.

Интервал  замедления  ( , мс )

= kW,

где  k – коэффициент, зависящий от  взрываемости  пород , принимаемый k = 2

= 2 × 7,8 = 15,6

В_р 0,95 × 2 × × 15 = 30 м ;

Определяется  высота  развала  ( h_р, м )

h_р ,

где - коэффициент разрыхления пород после взрыва (в развале),принимаем 1,5

= = 11,7 м ;

Определяется  выход  взорваной  горной  массы  с  1 п.м  скважины ( ³∕м )

q_г.м = .

q_г.м = = 54,1 м³∕м. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

3. Расчёт  производительности  бурового  станка

Для  технического  бурения  принимаем  буровой  станок  СБШ – 320.

Техническая  скорость  бурения  ( _б, м ∕ ч ) скважин станками  СБШ определяется  по  формуле :

*_б = ,

где  Р_о – осевое  усилие , кН;

      *_в – частота вращения  бурового  става , мин^-1 ;

      П_б – показатель  буримости пород ;

      *_д – диаметр  долота  ( коронки ), см:

*_б = = 6,3 м ∕ ч

Сменная  производительность  бурового  станка  ( , м ∕ смену ) рассчитывается  по  формуле:

= ,

где  Т_см – продолжительность смены, ч;

       Т_п.з – затраты времени на  подготовительно – заключительные  операции  в течение смены, ч;

       Т_р – затраты времени на  ремонты в течение смены, ч;

       Т_в – затраты времени на  вспомогательные операции  в течение смены, ч;

       *_б – техническая скорость  бурения,  м ∕ч.

= = = 35,24 м ∕ смену

По  заданным  величинам  , определяется  показатель  буримости горных  пород ( П_б )

П_б = 0,07( + ) + 0,7,

где  _сж – предел  прочности породы  на  сжатие,  равный  175 МПа;

       _сд – предел  прочности породы  на  сдвиг,  равный  50 МПа;

       - плотность горных  пород,  т ∕м³ . 

П_б = 0,07 ( 175 + 50 ) + 0,7 3,2 = 18.

По  показателю  буримости  определяется  класс  горных  пород:

1. класс – легкобуримые  ( П_б = 1÷5 );
2. класс – породы  средней  трудности  бурения  ( П_б = 5,1÷10 );
3. класс – труднобуримые  породы  ( П_б = 10,1÷15,0 );
4. класс – весьма  труднобуримые  породы  ( П_б = 15,1÷20,0 );
5. класс – исключительно  труднобуримые  породы ( П_б = 20,1÷25,0 )

В  нашем  случае  П_б = 18  и это соответствует IV классу – весьма труднобуримые

В  зависимости  от  показателей  буримости  пород  и  заданного  диаметра  долота  определяется  частота  вращения  бурового  става  ( *_в ).

*_в = 110 мин^-1

Рассчитывается  осевое  усилие  ( Р_о, кН ) по  выражению

Р_о kП_б *_д ,

где  *_д – диаметр долота,  см;

       k – коэффициент, зависящий   от  показателя  буримости, принимаем  0,825

Р_о 0,825 × 18 × 32 = 475,2 кН

Определяется  суточная  производительность  бурового  станка (,м∕смену)

= *_см ,

где  *_см – количество  рабочих смен  станка  в сутки ( *_см = 2÷3 ).

= 35,24 × 3 = 105,72 м ∕смену

Определяется  годовая  производительности  станка  ( , м ∕ год )

= *_р.д.с ,

где  *_р.д.с – число рабочих дней  станка  в году  ( с учетом  вычета  времени:  ремонтов,  перемещений с участка на  участок,  остановок в работе  по  климатическим  условиям  и  др.). Для  станков  СБШ  *_р.д.с = 230 ÷ 280 дней.

= 105,72 × 250 = 26430 м ∕  год

Рассчитывается  парк  буровых  станков.

Списочный  парк  станков  ( N_б.с , шт. )

N_б.с = ,

где  V_г.м – годовой объем обуриваемой горной  массы,  м³

       q_г.м – выход взорванной  горной  массы с 1 п.м скважины,  м³∕м

N_б.с = = 4 шт

Рабочий  парк  буровых  станков  ( N_бр , шт.)

N_бр = ,

где  k_рез – коэффициент  резерва  буравых  станков.

k_рез = ,

где  Т_г – число рабочих дней  карьера в году  ( Т_г = 350 дней ).

k_рез = = 1,4

N_б.р = = 3 шт. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

4. Расчёт  производительности  карьерных  экскаваторов

Принимаем  экскаватор  модель  ЭКГ – 8.

 Техническая  производительность  экскаватора  определяется  по  следующей  формуле:

А_т = k_э ,

где  Е –  вместимость  ковша  экскаватора,  м³;

      Т_ц – продолжительность цикла экскавации,  с;

      k_э – коэффициент экскавации  пород,

k_э = ,

где  k_н – коэффициент наполнения  ковша;

       k_р – коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора.

k_э = = 0,56

Продолжительность  цикла  экскавации  ( Т_ц, с )

Т_ц = Т_ч + Т_пов + Т_р ,

где  _ч – длительность  черпания , с ;

Т_ч = + ,

где  *_ср – размер  «среднего»  куска в развале взорванной  горной  массы,  м;

*_ср = ( 0,3 ÷ 0,4 ) ,

*_ср = 0,4 × = 0,75м.

Т_ч = + = 19 с.

где  Т_пов – длительность  поворота  экскаватора для разгрузки ковша,  с;

Т_пов = ( 10 + Е ) + 0,18 ( - 90),

где  – средний  угол  поворота  экскаватора  для  разгрузки  ковша, град; 

Т_пов = ( 10 + 8 ) + 0,18 × 10 = 20 с.

Т_р – длительность  разгрузки  ковша, с;

При  Е = 3÷8 м³, Т_р = 2,5 ÷ 2,7 с;

Т_ц = 19 + 20 + 2,6 = 41,6 с. 

Сменная  производительность  экскаватора  ( А_см, м^3смену)

А_см = А_т Т_см k_и

где  Т_см – продолжительность смены, ч;

       k_и – коэффициент использования экскаватора в течение смены;

А_т = 0,56 = 387,7 м³∕ч.

А_см = 387,7 × 12 × 0,68 = 3163,6 м³∕смену.

Суточная  производительность  экскаватора  ( А_с, м³∕смену )

А_с = А_см × *_см,

где  *_см – число рабочих смен  в сутках  ( *_см = 2÷3).

А_с = 3163,6 × 2 = 6327,2  м³∕сутки.

Годовая  производительность  экскаватора  ( А_г, м³∕год )

А_г = А_с *_г ,

где  *_г – число рабочих дней  в году.

А_г = 6327,2 × 250 = 1581800 м³∕год.

Определяется  парк  экскаваторов.  Списочный  парк  экскаваторов ( N_эс, шт.)

N_эс = ,

где  П_г.м – производительность  карьера по  горной  массе,  м³∕год.

N_эс = = 4 шт.

Рабочий  парк  экскаваторов  ( N_эр, шт. )

N_эр = ,

где  k_рез – коэффициент резерва экскаваторов;

k_рез = ,

где  Т_г – число рабочих дней  карьера в году  ( Т_г = 350 дней ).

k_рез = = 1,4 ;

N_эр = = 3 шт. 
 
 

Определяется  ширина  экскаваторной  заходки  ( А_з, м ):

при  автомобильном  транспорте  А_з =( 0,8÷1,2 )R_ч.у. ,

где  R_ч.у. – радиус  черпания  экскаватора на  уровне  стояния, м.

А_з = 0,9 × 12,2 = 11 м.

Определяется  допустимая  высота  уступа  ( Н_у, м ) для скальных  пород

Н_у 1,5,

где  – максимальная  высота  черпания  экскаватора,  м;

Н_у ≤ 1,5 × 14 ≤ 21. 
 
 
 
 
 
 

 

  

   
 
 
 
 
 
 
 
 

5. Определение  производительности  карьерных  автосамосвалов.

Принимаем  автосамосвал  модель  БелАЗ – 7549,  грузоподъемность  80 т.

Производительность  автосамосвала  по  заданной  трассе  ( Q_а, т ∕смену )  рассчитывается:

Q_а = k_и q = N_рq ,

где  Т_см – продолжительность смены,  мин;

       q – вес  груза  в  кузове  автосамосвала,  т;

       k_и – коэффициент использования сменного  времени;

      - продолжительность транспортного  цикла  автосамосвала,  мин;