Технология и комплексная механизация открытых горных работ

Курсовой проект

По дисциплине: "Технология и комплексная механизация открытых горных работ"

Содержание:

Введение.

Курсовой проект по дисциплинам  специализации " Технология и комплексная механизация открытых горных работ " является завершающим этапом теоретического изучения преподаваемых дисциплин и служит одним из методов контроля знаний студентов. Основной целью выполнения курсового проекта является приобретение студентами навыков принятия технически обоснованных решений и расчетов по выбору комплексов механизации, систем разработки и вскрытия, способов отвалообразования при проектировании разработки угольных и рудных месторождений открытым способом в конкретных условиях. На основании полученных теоретических знаний и практического опыта.

Общие сведения о месторождении:

Предложенное месторождение  полезных ископаемых располагается  на равнинной земной поверхности. Залежь относится к разряду пологих, угол падения равен 1°.

Полезное ископаемое – уголь, с объемным весом 1,750 т/м³ и крепостью по шкале проф. Протодьяконова f = 1,3, s_сж = 24 МПа.

Вскрышные породы песчаник среднезернистый представлены породами с объемным весом 2,537 т/м³ и крепостью по шкале проф. Протодьяконова f = 0,5, s_сж = 69,7 МПа.

Мощность пласта полезного ископаемого составляет 21 м., вскрышных пород и наносов - 19 м. Размеры залежи по простиранию составляют 5 км, по падению – 4,5 км.

        Рельеф поверхности  горизонтально выдержанный, контакт чёткий.

        Длина транспортировки  полезного ископаемого по поверхности 2,4 км. 
Определение показателей трудности осуществления основных производственных процессов.

Исходные данные:

Покрывающие породы - s_сж =69,7 МПа, s_раст = 8,18 МПа, s_сдв = 9 МПа, g = 2537 кг/м³, к_тр = 0,7.

Полезное  ископаемое - s_сж =24 МПа, s_раст = 1,4 МПа, s_сдв = 4,9 МПа, g = 1750 кг/м³, к_тр = 0,9.

Относительный показатель трудности  разрушения горной породы определяем по формуле:

                                                                          (1)

П_{р (вскр.)} = 0,05´(0,7´(69,7+8,18+9)+2,537´9,8) = 4,284

П_{р (доб.)} = 0,05´(0,9´(24+1,4+4,9)+1,750´9,8) = 2,221

Таким образом, как вмещающие породы, так и полезное ископаемое относятся  к I классу по трудности разрушения. В связи с этим отпадает необходимость проведения буровзрывных работ как на вскрыше, так и на добыче.

Показатель  трудности экскавации определяем по формуле:

                                                                  (2)

где: l - коэффициент структурного ослабления пород в массиве в направлении копания, s_сж, s_раст, s_сдв – показатели прочности породы. g - удельный вес породы, т/м³.

П_{э (вскр.)} = 3´0,1´(0,2´69,7+8,18+9)+0,03´2,537´9,8 = 10,082

П_{э (доб.)} = 3´0,03´(0,2´24+1,4+4,9)+0,03´1,750´9,8 = 1,513

Следовательно, как вмещающие породы, так и полезное ископаемое относятся к I классу экскавируемости горных пород. Таким образом как на вскрышных, так и на добычных работах разработка гонных пород будет осуществляться без предварительного рыхления.

Относительный показатель трудности транспортирования определяем по формуле:

                                                              (3)

где: g - объемный вес породы, Н/дм³; d_ср – средний размер кусков в транспортном сосуде, м; W – влажность перевозимой породы; n - содержание в породе глинистых частиц.

                                                                                                          (4)

                                                                                                        (5) где: Т_тр – время транспортирования породы, час.

, мин                                                                               (6)

где: t_п – время погрузки экскаватором одной автомашины, мин; v₁ и v₂ – скорость движения соответственно груженой и порожней автомашины, км/час; L – расстояние транспортирования, км; t_р – время разгрузки автосамосвала, мин.

                                                                                                          (7)

где: t – температура воздуха (принимаем среднегодовую температуру 0°С).

П_{т(вскр.)} = 0,06´2,540´9,8´5´0,01´(1+0,1´1)+20´0,15´0,22´(1+lg(15,057+1)´(1-0,025´0) = 1,538.

П_т(доб.) = 0,06´1,55´9,8´5´0,20´(1+0,1´4)+20´0,15´0,22´(1+lg(17,829+1))´(1-0,025´0) = 2,777.

Таким образом, вскрышные породы относятся  к первому классу по трудности  транспортирования, полезное ископаемое – ко второму.

Определение основных параметров карьера.

К основным параметрам карьера относятся: конечная глубина карьера, размеры карьера по простиранию и вкрест простирания, углы откосов нерабочих бортов, запасы полезного ископаемого и объемы вскрыши в контурах карьера.

Конечная глубина карьера  для горизонтальных и пологих  месторождений определяется природными условиями, а именно глубиной залегания полезного ископаемого.

Глубину карьера определяют следующими методами:

1. Метод вариантов. Данный метод применяют при сложных элементах залегания месторождения, а так же в тех случаях, когда требуется большая точность для определения конечной глубины карьера.
2. Аналитический метод. Данный метод является удобным для практического применения, так как позволяет быстро найти конечную глубину карьера:

, м.                                                                                (8)

где: H_к – конечная глубина карьера, м; m – горизонтальная мощность залежи, м; l - коэффициент неравномерности вскрышных работ за период разработки, (1,15¸1,8); a и b - углы откосов бортов карьера лежачего и висячего боков, °; k_гр – граничный коэффициент вскрыши.

3. Графический метод. Данный метод является упрощенным графическим методом В.В. Ржевского  (принцип k_гр. ≥ k_с.), при котором конечную глубину открытых работ определяют путем графических построений.

Углы откосов бортов карьера соответственно со стороны лежачего и висячего боков залежи принимаем 7° - по углу падения залежи, 20¸30° =20° - исходя из прочностных свойств пород. Граничный коэффициент вскрыши принимаем равным 8¸10 = 10 м³/м³. Средний коэффициент вскрыши определяется как отношение объемов вскрышных пород в контурах карьера к объемам полезного ископаемого в тех же контурах. А если не учитывать разнос торцевых бортов карьера, то средний коэффициент вскрыши можно определить, как отношение площади, занимаемой на поперечном сечении карьера вскрышными породами к площади, занимаемой на том же сечении полезным ископаемым, т.е.:     

                                                                                                       (9)

Площадь, занимаемую вскрышными породами, найдем по формуле:

, м²                (10)           

где: h_н – мощность наносов, м; m – мощность полезного ископаемого, м; H – глубина карьера (без учета наносов), м; a и b - соответственно углы падения залежи и откоса нерабочего борта карьера, °.

Площадь, занимаемую полезным ископаемым, найдем по формуле:

, м²                                                                                                     (11)

где: m – мощность полезного ископаемого, м; H – глубина карьера (без учета наносов), м; a - угол падения залежи, °.

Из формул (10) и (11), а так же условия  к_ср = к_гр получим:

           (12)

Подставив значения и упростив, получим:

5,446´H² – 342,678´H+703,354 = 0

Решив данное уравнение получим:

H₁ = 60,799 м, H₂ = 2,124 м.

Для дальнейших расчетов принимаем  глубину карьера без учета  мощности наносов равную 60,799 м.

Следовательно, полная конечная глубина  карьера будет составлять 60,799+16 = 76,799 м » 77 м.

Объем полезного ископаемого в  пределах данного месторождения  будет равен:

, м³                                                                                                   (13)

где: L – размер залежи по простиранию, м.

V_п/и = 6´60,799´2100/sin7° = 6285972,982 м³.

Объем вскрышных пород в пределах данного месторождения будет  равен:

V_вскр. = S_вскр. ´ L, м³                                                                                             (14)

где: L – размер залежи по простиранию, м.

V_вскр. = (16²/tg20°+60,799´16´(ctg7°+ctg20°)+60,799²´(ctg7°+ctg20°)/2 – 60,799 ´ 6/(2´cos7°´tg7°))´2100 = 62859299,140 м³.

Принимаем производственную мощность карьера по полезному ископаемому 1 млн. м³. в год (1550000 т в год), тогда срок отработки данного месторождения составит 6288972,982 / 1000000 = 6,289 лет. Такой срок является допустимым для разработки угольных месторождений (при производительности разреза 1¸2 млн. т/год общее время разработки с учетом времени на развитие и затухание горных работ составит 5¸10 лет).годовой объем вскрышных работ будет равен 62859299,140/6,289 = 9995118,324 м³ » 10 млн. м³.

Обоснование способа вскрытия.

Так как данное месторождение  имеет незначительную глубину, то для вскрытия данного месторождения применяем систему наклонных капитальных траншей внешнего заложения – это связано с необходимостью сокращения объемов вскрышных выработок. Т.е. месторождение будет вскрываться двумя фланговыми капитальными траншеями. Уклон дна капитальной траншеи принимаем равным 100 ‰.

Объем капитальной траншеи определяем по формуле:

, м³                                                                  (15)             

где: b – ширина основания капитальной траншеи, м; i – продольный уклон капитальной траншеи; H_. – глубина капитальной траншеи, м; a – угол откоса бортов капитальной траншеи, °.

V_к.т. = 28´16²/(2´0,1)+16³/(3´0,1´tg30°)+28´16²/(2´tg30°)+p´16³/(6´tg²30°) = 72129,919 м³.

Обоснование системы разработки.

Поскольку данная залежь, является пологой, то становится возможным  применить внутреннее отвалообразование, что ведет к сокращению расходов на транспорт вскрышных пород. В  соответствии с этим принимаемая  система разработки должна обеспечить кратчайшее расстояние транспортирования вскрышных пород во внутренние отвалы (т.е. применить перевалку вскрышных пород) или обеспечить комбинированную отработку всей толщи вскрышных пород, когда производится перевалка пород нижнего уступа во внутренние отвалы, а породы верхнего уступа перевозятся во внешние отвалы. Таким образом, применяемая система разработки – сплошная продольная однобортовая с внутренними и внешними отвалами (по классификации В.В. Ржевского), В-7 – с частичным транспортированием породы во внешние или внутренние отвалы (по классификации Е.Ф. Шешко), комбинированная (по классификации Н.В. Мельникова). Место заложения капитальной траншеи – со стороны лежачего бока.

Элементы системы разработки.

Ширина заходки.

Ширина заходки экскаватора  типа "мехлопата" определяется по формуле:

, м.                                                                                             (16)

где: R_ч.у. - радиус черпания на уровне стояния, м.

На добычных работах  ширина заходки составит:

A_доб = 1,7´9,04 = 15,368 м. – принимаем 15 м.

На нарезке передовых  уступов ширина заходки составит:

A_п.у. = 1,7´20,2 = 34,340 м. – принимаем 34 м.

Ширина заходки экскаватора  типа "драглайн" определяется по формуле:

, м                                                                                            (17)

где: R_р – радиус разгрузки драглайна, м.

А_драгл. = 0,4´117,7 = 47,080 м. – принимаем 45 м

Высота уступа.

Высоту добычного уступа принимаем  равной мощности залежи. а именно 6 м.

Максимальную высоту уступа для драглайна (при условии, что скорость подвигания фронта добычных работ будет равна скорости подвигания фронта работ при снятии надугольной  толщи) определим по формуле:

, м                                                                                        (18)

где: П_{э.г.(драгл.)} – годовая производительность драглайна, м³/год; h_доб – высота добычного уступа, м; П_п/и – годовая производительность карьера по полезному ископаемому, м³/год.

h_драгл. = 7000000´6/1000000 = 42 м.

Однако, в данном случае высота уступа драглайна так же будет ограничиваться радиусом его разгрузки, что видно  из рисунка:

  В данном случае высоту уступа можно определить уравнением:

или:

h_у´2,377 -86,736 = 0

Решая данное уравнение, получим:

h_у = 36,490 м. – принимаем 36 м.

Соответственно, в данном случае высота уступа, разрабатываемого драглайном, будет определяться его максимальным радиусом разгрузки и составит 36 м.

Высота передового уступа определяется двумя параметрами, а именно мощностью вскрышных пород которые необходимо вынуть, а так же максимальной высотой черпания экскаватора. Так как мощность пород (35 м) превышает максимальную высоту черпания экскаватора ЭКГ-8у (30 м), то, применим разработку двумя передовыми уступами. Верхний уступ высотой 5 м будет отрабатываться экскаватором ЭКГ-8у в период строительства карьера, нижний уступ высотой 30м – во время эксплуатации карьера.

Ширина автодороги.

Ширину автодороги определяем по формуле:

, м                                                                                          (19)

где: B_п.ч. – ширина проезжей части, м; b_об.- ширина обочины, м (принимаем 1,5 м).

Соответственно, ширина автодороги для передвижения автосамосвалов БелАз-7548 (при транспортировке угля) составит:

Ш_{дор(доб.)} = 15+2´1,5 = 18 м.

Ширина автодороги для передвижения автосамосвалов БелАз-7519 (при транспортировке  вскрышных пород передовых уступов) составит:

Ш_{дор.(п.у.)} = 19+2´1,5 = 22 м.

Выбор и расчет параметров технологической схемы добычных работ.

Выемочно-погрузочные работы.

Для производства выемочно-погрузочных  работ на добыче принимаем экскаватор ЭКГ-5А что соответствует производственной мощности карьера по добыче. Максимальная высота черпания данного экскаватора составляет 10,3 м, что является рациональным в данных условиях (высоту добычного уступа принимаем равной мощности залежи, а именно 6 м).

Сменная эксплуатационная производительность экскаватора определяется по формуле:

, м³/см.                                                        (20)

где: E - емкость ковша экскаватора, м³; T_ц.п. – продолжительность цикла, с (в данных условиях составляет 24,2 с); К_н.к.– коэффициент наполнения ковша (в данных условиях составляет 0,95¸1,1 = 1); К_р.к.– коэффициент разрыхления породы  в  ковше   (в данных условиях составляет 1,15¸1,3 = 1,2);  К_з–  коэффициент   забоя (влияния вспомогательных операций 0,85¸0,9 = 0,9); К_и.э. – коэффициент использования экскаватора во времени (в данных условиях составляет 0,55¸0,65 = 0,60) Т_см. – продолжительность смены, ч (8-12, принимаем 12 ч).

П_{э.см.(доб.)} = 3600´5´1´0,9´0,6´12/(24,2´1,2) = 4016,529 м³/см.

Годовую производительность экскаватора  определяем по формуле:

, м³/год.                                                                                (21)

где: N_д – число рабочих дней в году(250¸300); n_см – число рабочих смен в сутки (2-3).

П_{э.г.(доб.)} = 4016,529´260´2 = 2088595,080 м³/год » 2 млн. м³/год.

Требуемое количество машин  определяется по формуле:

                                                                                                         (22)

где: П_п.п. – годовая производительность предприятия, млн. м³/ год; П_э.г. – годовая эксплуатационная производительность машины, млн. м³/ год; к_р – коэффициент резерва (1,2¸1,3).

N = 1´1,2/2 = 0,6 » 1 шт.

Т.е. для производства добычных работ применяется один экскаватор ЭКГ – 5, при работе в 2 смены по 12 ч в сутки и 260 рабочих дней в году.

Перемещение угля.

На перевозке угля, при расстоянии транспортирования свыше 3 км в комплексе  с экскаватором ЭКГ-5А рационально  использовать углевозы грузоподъемностью 40 т. В связи с этим, для транспортирования угля применим автосамосвалы БелАЗ-7548 с геометрическим объемом кузова с "шапкой"  - 26 м³ и грузоподъемностью 42 т. Соответственно, при максимальной загрузке общий вес транспортируемого угля составит 1,55´26 = 40,3 т, что не превышает максимальной грузоподъемности данного автосамосвала.

Рабочий парк автосамосвалов устанавливается  по условию обеспечения непрерывной  работы экскаватора при ритмичной  подаче порожних автосамосвалов в забой. Число автосамосвалов, которое может  эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором, определяется по формуле:

, шт.                                                                                       (23)

где: t_п – продолжительность погрузки, мин; t_дв – продолжительность движения, мин; t_р – продолжительность разгрузки, мин (1 – у автосамосвалов грузоподъемностью до 40 т, 1,1¸1,5 – у автосамосвалов грузоподъемностью свыше 40 т); t_м – продолжительность маневров, мин (0¸0,17 – для сквозной схемы, 0,33¸0,42 – для петлевой схемы, 0,83¸1 – для тупиковой схемы);

Продолжительность погрузки определяется по формулам:

 при  и при                        (24)

где: q_а– грузоподъемность автосамосвала, т; V_а – вместимость кузова автосамосвала, м³;k_р – коэффициент разрыхления породы в ковше экскаватора; 0,9 – коэффициент, учитывающий изменение коэффициента разрыхления породы в кузове автосамосвала; Е – вместимость ковша экскаватора, м³; к_н – коэффициент, учитывающий наполнение ковша экскаватора; t_ц – продолжительность цикла экскаватора, мин; к_вер - коэффициент, учитывающий загрузку автосамосвала с верхом (1,1¸1,15).

Продолжительность движения автосамосвала определяется по формуле:

                                                                      (25)

где: l_гр, l_пор – длина пути с грузом и без него, км; v_гр, v_пор – скорость движения автосамосвала с грузом и без груза, км/ч.

Продолжительность движения автосамосвала будет равна:

t_дв = 60´(3/32+3/38) = 10,362 мин.

Продолжительность погрузки одного автосамосвала будет равна:

t_п = 21´1,15/(0,9´5´1) = 5,367 мин.

Следовательно, число  автосамосвалов, которое может эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором будет равно:

N_а.р. = 1+(10,362+1,1+1)/5,367 = 3,322 шт. (принимаем 4 шт.)

Инвентарный парк  автосамосвалов определяется по формуле:

, шт.                                                                                              (26)

где: t_т.г. – коэффициент готовности парка (0,7¸0,8 = 0,75).

N_инв = 4/0,75 = 5,333 шт. (принимаем 6 шт.)

Выбор и расчет параметров технологической схемы вскрышных  работ.

Выемочно-погрузочные  работы на вскрыше при снятии надугольной  толщи.

Для данного вида работ применим шагающий экскаватор типа "драглайн" ЭШ – 25/120.

Сменная эксплуатационная производительность экскаватора определяется по формуле:

, м³/см.                                                        (27)

где: E - емкость ковша экскаватора, м³; T_ц.п. – продолжительность цикла, с (в данных условиях составляет 60 с); К_н.к.– коэффициент наполнения ковша (в данных условиях составляет 1¸1,1 = 1,1); К_р.к.– коэффициент разрыхления породы  в  ковше   (в данных условиях составляет 1,11¸1,18 = 1,18);  К_з–  коэффициент   забоя (влияния вспомогательных операций 0,85¸0,9 = 0,9); К_и.э. – коэффициент использования экскаватора во времени (в данных условиях составляет 0,9) Т_см. – продолжительность смены, ч (8-12, принимаем 12 ч).

П_{э.см.(драгл.)} = 3600´25´1,1´0,9´0,9´12/(60´1,18) = 13591,528 м³/см.

Годовую производительность экскаватора определяем по формуле:

, м³/год.                                                                                (28)

где: N_д – число рабочих дней в году(250¸300); n_см – число рабочих смен в сутки (2-3).

П_{э.г.(драгл.)} = 13591,528´260´2 = 7067594,333 м³/год » 7млн. м³/год.

Требуемое количество машин  определяется по формуле:

                                                                                                         (29)

где: П_п.п. – годовая производительность предприятия, млн. м³/ год; П_э.г. – годовая эксплуатационная производительность машины, млн. м³/ год; к_р – коэффициент резерва (1,2¸1,3).

N = 10´1,2/7 = 1,714 » 2 шт.

Но так как месторождение  является пологопадающим, то для создания фронта работ драглайна необходима нарезка передовых уступов. Соответственно для разработки данного месторождения  будем использовать один драглайн, а нарезку передовых уступов применим мехлопаты.

Т.е. для производства снятия надугольной толщи применяется один экскаватор ЭШ – 25/120, при работе в 2 смены по 12 ч в сутки и 260 рабочих дней в году.

Выемочно-погрузочные работы при  нарезке передовых уступов.

Для производства нарезки передовых  уступов применяем экскаватор ЭКГ-8у. Максимальная высота черпания данного экскаватора составляет 30 м, что является рациональным в данных условиях (Максимальная мощность пород, выемку которых предполагается производить с помощью данного экскаватора составляет 30 м).

Сменная эксплуатационная производительность экскаватора определяется по формуле:

, м³/см.                                                        (30)

где: E - емкость ковша экскаватора, м³; T_ц.п. – продолжительность цикла, с (в данных условиях составляет 32 с); К_н.к.– коэффициент наполнения ковша (в данных условиях составляет 1¸1,1 = 1,1); К_р.к.– коэффициент разрыхления породы  в  ковше   (в данных условиях составляет 1,1¸1,18 = 1,18);  К_з–  коэффициент   забоя (влияния вспомогательных операций 0,85¸0,9 = 0,9); К_и.э. – коэффициент использования экскаватора во времени (в данных условиях составляет 0,55¸0,65 = 0,60) Т_см. – продолжительность смены, ч (8-12, принимаем 12 ч).

П_{э.см.(п.у.)} = 3600´8´1,1´0,9´0,6´12/(35´1,18) = 4970,615 м³/см.

Годовую производительность экскаватора определяем по формуле:

, м³/год.                                                                                (31)

где: N_д – число рабочих дней в году(250¸300); n_см – число рабочих смен в сутки (2-3).

П_{э.г.(п.у.)} = 4970,615´260´2 = 2584719,8 м³/год » 2,6 млн. м³/год.

Требуемое количество машин  определяется по формуле:

                                                                                                         (32)

где: П_п.п. – годовая производительность предприятия, млн. м³/ год; П_э.г. – годовая эксплуатационная производительность машины, млн. м³/ год; к_р – коэффициент резерва (1,2¸1,3).

N = 3´1,2/2,6 = 1,385 » 1 шт.

Т.е. для производства нарезки передовых уступов применяется один экскаватор ЭКГ – 8у, при работе в 2 смены по 12 ч в сутки и 260 рабочих дней в году.

Перемещение вскрышных пород.

Для перемещения вскрышных  пород при разработке данного  месторождения наиболее подходит автомобильный транспорт. Предпосылками его применения являются:

• Сравнительно небольшие объемы перевозок на карьере.
• Мобильность автотранспорта.
• Упрощение процесса отвалообразования в сравнении с другими видами транспорта.
• Возможность сокращения длины транспортных коммуникаций, за счет сравнительно высоких уклонов дорог и малых радиусов разворота.
• Автономность, т.е. независимость от внешних источников питания, что позволяет использовать автотранспорт в период строительства карьера.

На перевозке вскрышных пород, при расстоянии транспортирования  до 3 км в комплексе с экскаватором ЭКГ-8у рационально использовать породовозы грузоподъемностью 110 т. В связи с этим, для транспортирования угля применим автосамосвалы БелАЗ-7519 с геометрическим объемом кузова с "шапкой"  - 26 м³ и грузоподъемностью 110 т. Соответственно, при максимальной загрузке общий вес транспортируемой породы составит 2,540´56 = 142,240 т, что превышает максимальную грузоподъемность данного автосамосвала, однако при некоторой недогрузке автосамосвала (без "шапки") общий вес транспортируемой породы составит 2,540´41 = 104,140 т, что не превышает грузоподъемность данного автосамосвала.

Рабочий парк автосамосвалов устанавливается по условию обеспечения  непрерывной работы экскаватора при ритмичной подаче порожних автосамосвалов в забой. Число автосамосвалов, которое может эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором, определяется по формуле:

, шт.                                                                                       (33)

где: t_п – продолжительность погрузки, мин; t_дв – продолжительность движения, мин; t_р – продолжительность разгрузки, мин (1 – у автосамосвалов грузоподъемностью до 40 т, 1,1¸1,5 – у автосамосвалов грузоподъемностью свыше 40 т); t_м – продолжительность маневров, мин (0¸0,17 – для сквозной схемы, 0,33¸0,42 – для петлевой схемы, 0,83¸1 – для тупиковой схемы);