ВВЕДЕНИЕ
На современном этапе формирования рыночной экономикистраны основой функционирования и развития ее горной промышленности являетсяоткрытый способ добычи полезных ископаемых. Ныне в России этим способомдобывается около 90% железных руд, до 60% руд цветных металлов и угля [IV]. Разработка месторождений открытым способом обеспечиваетзначительно лучшие технико-экономические показатели, чем подземным.
Добыча полезных ископаемых открытым способом в нашейстране производится с давних времен. В настоящее время действуют предприятиябольшой производственной мощности.
Во второй половине 20 века в связи с истощением минерально-сырьевойбазы России появилась устойчивая тенденция к освоению месторождений глубинного,нагорно-глубинного типа с вовлечением в разработку бедных руд, чтопредопределило значительное увеличение глубины карьеров, их размеров в плане ипоставило горнодобывающие предприятия в более сложные условия.
По данным ИГД УрО РАН каждые 100 м роста глубины карьера сопровождаются снижением производительности буровых станков в среднем на6-8%, экскаваторов на 8-12%, автосамосвалов на 16-22%, локомотивосоставов на10-14%. Работа значительного числа а/с в карьере резко ухудшает экологическуюобстановку. Решить ряд проблем можно внедрением на горных предприятиях новыхрешений в области техники и технологии.
Основным направлением втехническом перевооружении ОГР за рубежом в последнее десятилетие являетсяширокое внедрение высокопроизводительного оборудования: буровых станков сдиаметром долота до 450 мм, карьерных экскаваторов с ковшом вместимостью до 26м3, автосамосвалов грузоподъемностью до 310 м3,различного вспомогательного оборудования, повышающего возможность основного ивысвобождающего определенное число рабочих. В последние годы повышениетехнического уровня карьеров обеспечило рост сменной производительности трудапо горной массе в среднем от 180 до 240 т (от 70 до 90 м3), а наряде новых предприятий уровень сменной производительности труда достиг 95-100 м3/чел.
Одним из перспективныхнаправлений является внедрение перспективных циклично-поточной и поточнойтехнологий, в частности, на разработке месторождений скального и полускальноготипа. В нашей стране при активном участии машиностроительных институтов изаводов были обоснованы технические требования и создан ряд опытных образцовоборудования для ЦПТ, испытанных на ряде горных предприятий (Гайский,Ново-Кроворожский, Центральный Криворожский, Качканарский ГОКи и Тургоякскийкарьер). Положительные результаты научно-исследовательских, конструкторских, иопытно-промышленных работ позволили запроектировать и впоследствии реализоватьЦПТ на большинстве рудных комбинатов бывшего СССР. Опыт применения ЦПТ показал,что своевременное внедрение ее на глубоких карьерах позволяет сократить затратына транспортирование горной массы на 15-20%, повысить производительность труда,снизить объем горно-капитальных работ и количество вредных выбросов в атмосферу.
Бурное развитие горныхработ стало возможным благодаря достижениям горной науки техники в основукоторых положены труды академиков Н.В. Мельникова, В.В. Ржевского, профессоровЕ.Ф. Шешко, А.И. Арсентьева, В.С. Хохрякова, П.И. Токмакова и др
1. КРАТКАЯГЕОЛОГИЧЕСКАЯ И ГОРНОТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ
В данном работепроектируется карьер с размерами по длине Lк = 1000 м, по ширине Вк = 460 м. По условиюпроизводственная мощность карьера по полезному ископаемому составляет Qпи = 1300 тыс. т/год, по горной массе
Ar = 2430 тыс. м3/год, повскрыше Vв = 2010 тыс. м3/год.
Крепость полезногоископаемого составляет f=14.В соответствии с классификацией горных пород по шкале крепости проф. М.М.Протодьяконова, данное полезное ископаемое относится к категории очень крепкихпород. Из литературы следует, что это полезное ископаемое – мрамор среднетрещеноватый.Его пределы прочности и плотность: σсж=125 МПа, σсдв=19,2МПа, σраст =10,8 МПа, γ = 2,5 т/м3.
Определяем показательтрудности разрушения по формуле:
ПР = 0,05[Ктр·(σсж+ σсдв + σраст.) + γ·g]; (1) [II]
где: g – ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2;
Ктр – коэффициент,учитывающий трещиноватость, Ктр = 0,85
ПР = 0,05[0,85·(125+ 19,2 + 10,8) + 2,5·9,8] = 7,81;
По классификации акад.В.В. Ржевского полезное ископаемое относится по показателю трудности разрушенияко II классу и 8 категории.
Определяем показательтрудности бурения по формуле:
Пб =0,07(σсж + σсдв + γ·g); (2) [II]
Пб = 0,07(125+ 19,2 + 2,5·9,8) = 11,8;
В соответствии склассификацией акад. В.В. Ржевского по показателю трудности бурения, породаотносится к III классу – труднобуримая и 12 категории.Вскрышные породы с коэффициентом крепости f = 12 и показателем трудности бурения Пб = 10относится ко II классу и 10 категории – среднейтрудности бурения.
Месторождение можноохарактеризовать:
— По форме: плитообразнаязалежь, т.к. вытянута преимущественно в двух направлениях;
— В зависимости отположения относительного господствующего уровня поверхности и глубинызалегания: глубинного типа, т.к. мощность покрывающих пород Мп = 30 м;
— По углу падения: крутаязалежь φ = 70º;
— По мощности: весьмамощное mпи = 35 м.
Пояснительная схемаразработки залежи
/>
2. РЕЖИМ РАБОТЫКАРЬЕРА, ОБЩАЯ ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ В КАРЬЕРЕ
В соответствии с нормамитехнологического проектирования для данных условий принимается круглогодичныйрежим работы карьера, при шестидневной рабочей неделе. Количество рабочих днейв году равно 300. Суточный режим работ трехсменный, продолжительность рабочейсмены – 8 часов. Число рабочих смен в году – 900.
Определение границкарьерного поля.
По условию размерыкарьера по поверхности составляют 1000´460 м.
Глубина карьераопределяется по формуле:
/>, м;
где: киз –коэффициент извлечения запасов полезного ископаемого (0,95-0,97);
кгр – граничныйкоэффициент вскрыши;
м – горизонтальнаямощность залежи;
/> м;
С учетом принятых угловнаклона бортов карьера размеры карьера по дну составят.
Длина карьера по дну:
/> м;
Ширина карьера по дну:
/> м.
где: А – длина карьера поверху, А = 1000 м;
В – ширина карьера поверху, В = 460 м;
α,α´ — углы откосов нерабочего и рабочего бортов карьера;
Н – глубина карьера, м;
/> м;
/>м.
3. ПОДГОТОВКА ГОРНОЙМАССЫ К ВЫЕМКЕ
Подготовку горных пород квыемке осуществляем буровзрывным способом.
3.1 Буровые работы
3.1.1 Выбор и обоснованиебурового оборудования
Первоначально выбираемдиаметр скважины. При показателях трудности бурения 10 и 11,8 выбираем dскв = 243 мм.
Буровые станкишарошечного бурения в настоящее время получили широкое распространение прибурении скважин диаметром 160-320 в породах с Пб > 5. По коэффициентукрепости выбираем станок СБШ-250МН.
Таблица 3.1 [IV] Техническая характеристика буровогостанка СБШ-250МНПоказатели Значения
Диаметр долота, мм
Глубина бурения, м
Ход подачи, м
Угол бурения, градус
Максимальная скорость подачи бурового инструмента, м/мин
Осевое усилие подачи на забой скважины, тс
Частота вращения долота, об/мин
Крутящий момент, кгс·м
Мощность вращателя, кВт
Скорость подъема бурового става, м/мин
Расход сжатого воздуха для продувки скважины, м3/мин
Скорость передвижения станка, км/ч
Удельное давление гусениц на грунт, кгс/см2
Наибольший преодолеваемый подъем, градус Установленная мощность двигателей, кВт
Показатели
243
24 и 32
8
60—90
0,75
30
157; 81
600
75
9,0
20
0,6
1,0
12
322
Значения
Размеры станка в рабочем положении, мм:
длина
ширина
высота
Масса станка, т
7820
4690
14450
60
3.1.2 Технологическиерасчеты параметров буровых работ
Определяем техническуюскорость бурения по формуле:
Vб.ш. = 2,5·Р0·nв·10-2/(Пб·dд2), м/ч; (3.1) [I]
где: Р0–усилие подачи, Р0= 294,3 кН;
nв – частота вращения штанги nв = 16,43 с-1;
dд – диаметр долота — dд = 0,214 м;
Vб.ш. = 2,5·294,3·16,43·0,01/(11,8·0,2432)= 14,7 м/ч;
Определяем сменнуюпроизводительность станка по формуле:
/>, м/смену; (3.2) [II]
где: Кпр –коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, Кпр= 0,75÷0,85;
Тсм –продолжительность смены, Т = 8 ч;
Тпз – время наподготовительные и заключительные работы, Тпз = 0,5 ч;
Тр –регламентированный перерыв, Тр = 1 ч;
tв – вспомогательное удельное время бурения скважин, tв = 0,033÷0,066 ч/м;
tо – удельное основное время бурения скважин, ч/м:
tо = 1/Vб, ч/м;
tо = 1/14,7 = 0,068 ч/м;
/> м/смену;
Выбранный буровой станокСБШ-250МН имеет ряд достоинств высокая скорость бурения, при работе станка нетребуется доставка воды и тяжелого инструмента (долот), возможность регулировкиосевого давления и числа оборотов в широких пределах, возможность бурениянаклонных скважин. Также имеются и недостатки: большая масса станка,недостаточная стойкость шарошек и большой их расход.
Оценка взрываемостигорных пород осуществляется по эталонному расходу (г/м3) взрывчатоговещества – аммонита 6ЖВ.
Определяем эталонныйудельный расход ВВ по формуле:
qэ = 2*10-1(σсж+ σсдв+ σраст+γ·g), г/м3; (3.3) [II]
где: σсж, σсдв, σраст – пределы прочности горной породы насжатие, сдвижение и растяжение, МПа: σсж = 125 МПа; σсдв = 19,2 МПа; σраст = 10,8 МПа;
γ – плотность горнойпороды, γ = 2,5 т/м3;
g – ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2;
qэ = 2*10-1(125 + 19,2 + 10,8 + 2,5·9,8) =24,5 г/м3;
Определяем проектныйудельный расход ВВ по формуле:
qп = qэ * Квв * Кд * Ктр* Ксз * Ку * Коп, г/м3; (3.4) [II]
где: Квв –переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ
(аммонит 6ЖВ илиграммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере:
Квв = 1,2;
Кд – коэффициент,учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:
Кд = 0,5/dср;
где: dср – требуемый средневзвешенный размеркуска взорванной породы, м:
dср = (0,1…0,2)*/>, м;
где: Е – емкость ковшаприменяемой модели экскаватора (ЭКГ-6,3УС), м3: 6,3 м3;
dср = 0,2*/>= 0,36 м;
Кд = 0,5/0,36= 1,47;
Ктр — коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещиноватостьюпороды:
Ктр = 1,2*lср +0,2;
где: lср – средний размер структурного блокав массиве: lср = 0,7 м;
Ктр = 1,2*0,7+ 0,2 = 1,4;
Ксз — коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине: Ксз= 1,1;
Ку — коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:
Ку = />, при Ну≤15м;
где: Ну –высота уступа: Ну = 10 м;
Ку = />= 1,2;
Коп –коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем характерным длякороткозамедленного многорядного взрывания:
Коп = 3,5;
qп = 24,5*1,2*1,47*1,4*1,1*1,2*5,5 = 232,9 г/м3;
Определяем глубинускважины по формуле:
Lс = Hу/sinβ + lп, м; (3.5) [II]
где: β – уголнаклона скважины к горизонту: β = 90°;
lп – перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:
lп = (10÷15)*dскв, м;
где: dскв – диаметр скважины, dскв = 0,243 м:
lп = 10*0,243 = 2,43 м;
Lс = 10/1 + 2 = 12 м;
Определяем длину забойкипо формуле:
lзаб = (20÷35)*dскв, м; (3.6)[II]
lзаб = 25*0,243 = 6 м;
Определяем длину зарядапо формуле:
lзар = Lc — lзаб, м; (3.7)[II]
lзар = 12 – 6 = 6 м;
Определяем вместимостьскважины по формуле:
ρ = π*dc2*Δ/4,кг/м; (3.8)[II]
где: Δ – плотностьзаряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании Δ = 900…1000 кг/м3;
ρ = 3,14*0,2432*1000/4 =46,3 кг/м;
Определение линии наименьшегосопротивления:
Исходя из качественнойпроработки подошвы уступа, величина линии наименьшего сопротивления по подошвеуступа определяется по формуле С.А. Давыдова:
/> м; (3.9)[II]
где: Кm – коэффициент, учитывающийтрещеноватость породы в массиве:
Кm= 1,1;
/>= 8,2 м;
Исходя из условиядостижения требуемой степени дробления породы, линия наименьшего сопротивленияпо подошве уступа составит:
/> м; (3.10)[II]
/>10,8 м
Исходя из условийобеспечения безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах),величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется поформуле:
/> м; (3.11)[I]
/>5,7 м;
Бурение вертикальныхскважин допускается, т.к. минимальное из значений W1 и W2 соответствует условию безопасностиведения буровых работ.
Определяем расстояние междускважинами в ряду по формуле:
а = m*М, м; (3.12)[I]
а = 1*8,2 = 8,2 м;
Определяем расстояниемежду рядами скважин при квадратной сетке по формуле:
b = а, м; (3.13)[I]
b = 8,2 м;
Определяем ширину развалавзорванной массы при многорядном короткозамедленном взрывании по формуле:
Вм = кз*Во+ (nр — 1)*b, м; (3.14)[II]
где: nр – число рядов скважин, nр =3;
кз –коэффициент, зависящий от интервала замедления, кз = 0,85;
Во – ширинаразвала взорванной горной массы при однорядном взрывании:
Во = кв*кb*Hу/>, м; (3.15)[II]
где: кв –коэффициент, учитывающий наклон скважин:
кв = 1 + 0,5*sin2(90-β);
кв = 1 + 0,5*0= 1;
кb – коэффициент, учитывающийвзрываемость породы, кb= 2÷2,5;
Во = 1*2*10/>= 18,1 м;
Вм = 0,85*18,1+ (3-1)*8,2 = 31,8 м;
Определяем высоту развалапо формуле:
Нр =(0,8÷1)* Hу, м; (3.16)[II]
Нр = 0,9*10 =9 м;
Определяем средний выходвзорванной массы по формуле:
/>, м/м3; (3.17)[II]
/>= 59,3 м/м3;
Определяем необходимоеколичество буровых станков по формуле:
N = П·К/(Qсм·n·nгод·V), ед.; (3.18)[IV]
где: П –производительность карьера по горной массе, П = 2430 тыс. м3/год;
К – коэффициент резервастанков, К = 1,2÷1,25;
n – число смен работы станков в сутки,n = 3;
nгод – число рабочих дней бурового станкав году, nгод = 300;
V – выход горной массы с 1 м скважины:
V = а·b/Ну, м3;
V = 8,2·8,2/15 = 4,5 м3;
N = 2430·103·1,2/(44·3·300·4,5)= 2 станка;
Схема к расчетупараметров буровзрывных работ
/>
3.2 Определениепараметров взрывных работ
Принимая во вниманиекрепость взрываемых пород, их обводненность и стоимость взрывчатых веществнаиболее рациональным будет применение взрывчатых веществ типа игданит (смесьгранулированной аммиачной селитры и дизельного топлива). Игданиты можноприготовить непосредственно на месте заряжания скважин.
Достоинства: безопасен вобращении, имеет низкую себестоимость, пригоден для механизированного заряжания.
Недостатки: возможностьприменения только в сухих скважинах, при длительном заряжании частичная потерявзрывчатых свойств.
Определим массу зарядаскважины по формуле:
Q = qп·а·W·Hу, кг; (3.19)[V]
Q = 0,2329·8,2·8,2·15 = 235 кг;
Применяем многорядноекороткозамедленное взрывание, что обеспечит более высокие технико-экономическиепоказатели взрывных работ, чем при мгновенном взрывании.
Выбираем схему споперечным врубом. Она обеспечит сокращение ширины развала на 20-30%.
Определяем интервалзамедления по формуле:
— при однорядномвзрывании:
τ = К·W, мс; (3.20)[I]
где: К – коэффициент,зависящий от взрываемости пород, К = 3÷4;
τ = 3,5·8,2 = 28,7мс;
— при многорядномвзрывании интервал замедления увеличивается на 25%;
τ = 35 мс;
При взрывании используемпиротехнический замедлитель детонирующего шнура КЗДШ-69.
Схема прямоготорцового вруба
/>
3.2.2 Выбор способадробления негабарита
Негабаритные куски приразработке плохо взорванного массива складываются на рабочей площадкеэкскаватора и подвергаются вторичному дроблению механическим, взрывным илиэлектрофизическим способом.
Мы выбираем взрывнойспособ разрушения накладными зарядами. В шпур взрывчатое вещество с удельнымрасходом 2,5-3 кг/м3 располагают слоем 3-5 см и присыпают песком.
Схема взрывногодробления негабаритных кусков.
/>Таблица 3.2. Таблица основныхпараметров и показателей БВРНаименование показателя Ед.изм. Значение Буровой станок СБШ-250МН Марка шарошечного долота 6Н-243-ОК Диаметр скважины Мм 243 Техническая скорость бурения м/ч 14,7 Сменная производительность бурового станка м/смену 44 Проектный удельный расход ВВ
кг/м3 0,233 Глубина скважины М 17 М 2,43 Величина забойки М 6 Величина сопротивления по подошве М 8,2 Расстояние между скважинами М 8,2 Расстояние между рядами скважин М 8,2 Масса заряда в скважине Кг 235
4.ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ.
4.1 Обоснование вида итипоразмера оборудования
Комплекс основногогорного и транспортного оборудования должен обеспечить планомерную, всоответствии с мощностью грузопотока, подготовку пород к выемке, их выемку ипогрузку, перемещение, складирование в пределах каждой технологической зоныкарьера, в которой формируется грузопоток. При выборе средств выемки итранспорта следует руководствоваться основными требованиями, предъявляемыми ккомплексам оборудования:
1. В комплекс оборудования должнывходить только машины, паспортные характеристики которых соответствуютгорно-технологическим характеристикам пород при выполнении каждого процесса;
2. Комплекс оборудования долженсоответствовать принятым системам разработки и вскрытия, размерам и формекарьера, его мощности, сроку строительства и эксплуатации, организационнымусловиям ведения горных работ;
3. Чем меньшее число действующих машин имеханизмов входит в комплекс, тем надежнее, производительнее и экономичнее егоработа;
4. Отдельные машины и механизмыкомплекса по своим параметрам должны соответствовать друг другу, быть типовымии серийными, чтобы была возможна замена;
5. Коэффициент резерва мощности итехнической производительности отдельных машин по сравнению со среднечасовымипоказателями их работы в соответствии с характером горного производства долженбыть не более 1.5…1.7 при разработке скальных и разнородных пород и не менее1.2…1.3 при разработке мягких пород.
6. Следует по возможности отдаватьпредпочтение одной мощной машине взамен нескольких машин меньшей мощности.
Учитывая характеристики месторождения и слагающихего пород наиболее эффективным будет использование на выемке карьерныхэкскаваторов типа ЭКГ. Годовая производственная мощность карьера по полезномуископаемому составляет 1,3 млн.т, по пустым породам – 2,010 млн.м3,годовая мощность вскрышного и добычного комплексов должна быть равна соответствующеймощности карьера. Данной производительности в полной мере соответствует(принимая во внимание условия 2, 5, 6) экскаватор типа ЭКГ-6,3УС. В качестветранспортного оборудования, учитывая те же факторы рациональным будетиспользование автомобильного транспорта, а именно использование автосамосваловтипа БелАЗ — 548. Выбранному комплексу выемочно-транспортного оборудования посвоим эксплуатационным параметрам соответствует буровой станок СБШ-250МН.
Выбор типа оборудованияпроизводим по относительному показателю трудности экскавации:
— при выемки горных породиз массива:
Пэ’ = 3·Кс(0,2·σсж+ σсдв + σраст.) + 0,03·γ·g; (4.1)[II]
Кс –коэффициент структурного ослабления: Кс = 0,6;
Пэ’ =3·0,6(0,2·125 + 19,2 + 10,8) + 0,03·2,8·9,8 = 99,8;
— при выемки разрушенныхгорных пород:
Пэ’’ = 0,22·(А+ 10·А/Кр9); (4.2)[II]
где: Кр –коэффициент разрыхлениям породы в развале, Кр = 1,3;
А = 10-2·γ·g·dср + σсдв;
где: dср – средний размер кусков породы вразвале, dср = 0,3 м;
А = 10-2·2,8·9,8·0,3+ 19,2 = 19,3:
Пэ’’ =0,22·(19,3 + 10·19,3/1,39) = 8,2;
Исходя из этого типприменяемого выемочно-погрузочного оборудования – прямая механическая лопатаверхнего черпания.
Выбор модели экскаваторапроизводим в соответствии с суммарной емкостью ковша экскаватора:
/>, м3; (4.3)[VII]
где: Аг –годовая производительность карьера по горной массе, м3/год;
tц – время рабочего экскаватора, с;
Тсм –продолжительность смены, ч;
nсм – количество смен;
Nр – количество рабочих дне экскаватора, сут.;
Кн –коэффициент наполнения;
Ки –коэффициент использования экскаватора во времени;
/> м3;
В качествевыемочно-погрузочного оборудования принят экскаватор ЭКГ-6,3УС.
Таблица 4.1.[IV] Техническаяхарактеристика экскаватора ЭКГ-6,3УС .Показатели Значения
Емкость ковша, м3:
Угол наклона стрелы, градус
Рабочие размеры, м:
-длина стрелы А
-длина рукояти В
-максимальный радиус черпания на горизонте установки Rч.у.
-максимальный радиус черпания Rчmax
-высота черпания при максимальном радиусе черпания Нч
-максимальный радиус разгрузки Rчmax
-высота разгрузки при максимальном радиусе разгрузки Нр
-максимальная высота черпания Нчmax
-радиус разгрузки при максимальной высоте разгрузки Rр
-радиус черпания при максимальной высоте черпания Rч
-максимальная высота разгрузки Нрmax
Основные размеры, м:
-радиус вращения кузова Rк
-ширина кузова м
-высота экскаватора без стрелы Hк
-просвет под поворотной платформой h, м
-высота оси пяты стрелы S, м
-расстояние от оси пяты до оси вращения экскаватора Т, м
-длина гусеничного хода U, м
-ширина гусеничного хода V, м
-ширина гусеничной цепи C, м
Конструктивные показатели:
-рабочая скорость передвижения, км/ч
-уклон, преодолеваемый при передвижении, град.
-среднее удельное давление на грунт, кгс/см2
-максимальное усилие на блоке ковша, тс
-скорость подъема ковша, м/с
-максимальное усилие напора, тс
Мощность сетевого двигателя, кВт
Подводимое напряжение, В
Продолжительность цикла, с
Масса экскаватора, т
6,3
50
16,5
12,85
13,5
19,8
9,6
17,9
7,7
17,1
16,5
17,4
12,5
7,26
6,512
6,73
2,765
4,095
2,4
7,95-8,23
6,98
1,4
0,45
12
2,05
70
1,075
37
520
6000
30
380
Конструктивная схемаэкскаватора ЭКГ-6,3УС
/>
4.2 Технологическиерасчеты параметров выемочно-погрузочных работ.
Определяем техническуюпроизводительность экскаватора по формуле:
Qтехн = 60·Е/t, м3/ч; (4.4)[IV]
где: t – время рабочего цикла экскаватора,мин.;
Qтехн = 60·6,3/0,5 = 756 м3/ч;
Определяем сменнуюпроизводительность экскаватора по формуле:
Qсм = Qтехн·Тсм·Кэ·ηu, м3/смену; (4.5)[IV]
где: Тсм –продолжительность рабочей смены, Тсм = 8 ч;
Кэ – коэффициентэкскавации, Кэ = Кн/Кр = 0,6;
ηu – коэффициент использованияэкскаватора во времени в течении смены, ηu = 0,7;
Qсм = 756·8·0,6·0,7 = 2540 м3/смену;
Определяем годовуюпроизводительность экскаватора по формуле:
/> м3/год; (4.6)[IV]
где: n – число смен в сутки;
N – число рабочих дней в году.
Qгод = 2540·3·300 = 2286000 м3/год;
Поэтому в рабочей зонекарьера на каждом уступе устанавливаем по одному экскаватору. Выемку пород взабое принимаем торцовым забоем, верхним черпанием и нижней погрузкой.
Схема торцового забоямеханической лопаты при выемке взорванной породы
/>
Швб – ширинавзорванного блока;
В – ширина развала пород;
А – ширина заходки: А = Rчу+Rрmax = В=13,5+19,8=33,3;
5. ПЕРЕМЕЩЕНИЕКАРЬЕРНЫХ ГРУЗОВ
5.1 Обоснование типакарьерного транспорта
Исходя из удельного весаполезного ископаемого, расстояния транспортирования, производственной мощностикарьера, емкости ковша экскаватора выбираем автомобильный вид транспорта, какдля полезного ископаемого, так и для пустых пород, а именно автосамосвалБелАЗ-548.
Таблица 5.1 Техническаяхарактеристика автосамосвала БелАЗ-548.Показатели Значения Грузоподъемность, тонн 40 Колесная формула 4х2 Масса с грузом, тонн 28 База, мм 4200
Вместимость кузова, м3 21 Основные размеры, мм -длина 8120 -ширина 3780 -высота 3700 Максимальный радиус поворота, м 10
Максимальная скорость движения, км/час
Мощность двигателя, лс
Размер шин, дюймы
Максимальный угол наклона платформы, град.
55
500
21-33
55
5.2 Технологическиерасчеты параметров транспортирования горной массы
Определяем необходимоеколичество автосамосвалов для бесперебойной работы экскаватора по формуле:
N = Тр·/tn, шт.; (5.1)[III]
где: Тр –продолжительность рейса автосамосвала, мин.;
Тр = tn+tгр+tпор+tр+tдоп., мин.;
где: tn, tр – время погрузки разгрузки автосамосвала, мин.;
tгр, tпор – время движения груженого и порожнего автосамосвала, мин.;
tдоп. – дополнительное время на маневры,мин.;
tn = (Va·tц)/60·Е·Кэ, мин.;
где: Va – вместимость кузова автосамосвала,м3;
tц – продолжительность цикла черпания, сек.;
Кэ –коэффициент экскавации;
tn = (21·30)/60·6,3·0,6 = 2,8 мин.;
Определяем общее времядвижения автосамосвала по формуле:
tгр+tпор = Краз.·(60·Lгр/Vгр+60·Lпор/Vпор), мин.;
где: Lгр, Lпор – расстояния движения груженого и порожнего автосамосвала,км;
Vгр, Vпор – скорость движения груженого и порожнего автосамосвала,км/ч;
Краз –коэффициент, учитывающий изменение скорости при разгоне и остановки (Краз= 1,1);
— для пустых пород:
tгр+tпор = 1,1·(60·4,2/32+60·4,2/38) = 15 мин.;
— для полезногоископаемого:
tгр+tпор = 1,1·(60·3/32+60·3/38) = 11,4 мин.;
— для пустых пород:
Тр =2,8+15+1+0,5 = 19,3 мин.;
— для полезногоископаемого:
Тр =2,8+11,4+1+0,5 = 15,8 мин.;
— для пустых пород:
N = 19,3/2,8 = 7 шт.;
— для полезногоископаемого:
N = 15,8/2,8 = 6 шт.;
Определяем техническуюпроизводительность по формуле:
Qтехн = Qа·Кq·60/Tр, т/ч; (5.2)[III]
где: Qа – грузоподъемность автосамосвала, т;
Кq – коэффициент использованиягрузоподъемности автосамосвала;
— для пустых пород:
Qтехн = 40·1,1·60/19,3 = 136,8 т/ч;
— для полезногоископаемого:
Qтехн = 40·1,1·60/15,7 = 168,2 т/ч;
Определяемэксплуатационную производительность по формуле:
Qэк = Qa·Кq·Тсм·Ки/Тр, т/смену; (5.3)[III]
где: Тсм –продолжительность смены, мин.;
Ки –коэффициент использования автомашин во времени;
— для пустых пород:
Qэк = 40·1,1·480·0,9/19,3 = 985 т/смену;
— для полезногоископаемого:
Qэк = 40·1,1·480·0,9/15,7 = 1211т/смену;
Определяем ширинупроезжей части дороги по формуле:
— при однополосномдвижении:
Шпч1 = а+2·y, м; (5.4)[I]
где: y – ширина предохранительной полосымежду нагруженными колесами машины и кромкой проезжей части, y = 0,5 м;
а – ширина кузова, м;
Шпч1 =3,780+2·0,5 = 4,780 м;
— при двухполосномдвижении:
Шпч2 = 2·(а+y)+x, м; (5.5)[I]
где: x – безопасный зазор между кузовамиавтосамосвалов, м;
Шпч2 =2(3,780+0,5)+0,69 = 9,25 м;
Определяем пропускнуюспособность дороги по формуле:
N = 1000·V·n·Кн/S, машин/час; (5.6)[I]
где: n – число полос движения;
Кн –коэффициент неравномерного движения (Кн = 0,5÷0,8);
S – интервал следования машин, м;
S = a+la+tд·V+Lт, м;
где: а – допустимоерасстояние между машинами при их остановки, м;
la – длина машины, м;
tд – время реакции водителя, tд = 0,5÷1 с;
Lт – длина тормозного пути, м;
S = 5+8,120+0,00014·38+60 = 73 м;
N = 1000·38·2·0,7/73 = 728 машин/ч;
Определяем провознуюспособность дороги по формуле;
W = N·Vав, м3/ч; (5.7)[I]
где: Vав – объем породы, перевозимойавтомобилем, м3;
W = 728·21 = 15288 м3/ч;
Определяем ширину рабочейплощадки по формуле:
Шрп = Вр+а+Т+z+c, м; (5.8)[I]
где: Вр –ширина развала взорванной горной массы, м;
а – расстояние от краядороги до развала, м;
Т – ширина автомобильнойдороги, м;
z – расстояние для размещениядополнительного оборудования, м;
с – безопасное расстояниеот бровки уступа, с = 3;
Шрп =31,8+2,5+9,25+4+3 = 50,55 м;
Автосамосвал подается напогрузку задним ходом после тупикового разворота внутри забойки.
Схема подачиавтосамосвалов под погрузку
/>
6. ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ
6.1 Обоснование схемыотвалообразования и выбор оборудования
Для данныхгорно-геологических условий (угол падения залежи φ = 70º и глубинойкарьера до 200 м) целесообразнее всего применять внешние отвалы, располагаемыеза пределами контура карьера. Для расположения отвала выбирается необводненное,равнинное место, имеющее малый уклон в одну сторону. В основании отваланаходятся полускальные породы. Поверхность очищается от кустарников имелколесья. На месте расположения отвала бульдозером снимаетсяпотенциально-плодородный слой почвы и складируется в отдельные навалы, для последующегоиспользования на рекультивационных работах.
Схема бульдозерногоотвалообразования
/>
А = 3-5 м, В = 5-7 м, С – ширина проезжей части дороги, Lф – длина фланга;
Достоинства бульдозерныхотвалов: простота производства и организации работ; мобильность применяемогоотвального оборудования; простота и небольшие сроки строительства новыхотвалов; низкие капитальные затраты, эксплуатационные затраты. Недостаткибульдозерных отвалов: зависимость эффективности работ от гранулометрическогосостава пород, климатических условий; большой расход жидкого топлива.
6.2 Технологическиерасчеты параметров отвалообразования
При доставке породы на отвалы автомобилями применяютбульдозерные отвалы. Процесс отвалообразования включает разгрузку автосамосваловна верхней площадке отвального уступа, перемещение пород под откос уступа,планировку поверхности отвала. Заполнение отвала осуществляется периферийнымспособом. Автосамосвалы разгружаются по фронту работ на расстоянии 4 метров ототкоса. Затем порода бульдозерами перемещается под откос.
Определяем площадь отвала по формуле:
S = Wn·Кр/h, м2; (6.1)[III]
где: Wn – объемразмещаемых вскрышных пород, м3;
Кр – коэффициент разрыхления пород вотвале, Кр = 1,15-1,4;
h – высота отвальногоуступа, h = 25м;
S = 1415000·1,35/25 = 76410 м2;
6.3 Выбор и расчет производительности отвальногооборудования
Для отвалообразования выберем бульдозер Д-385А.
Техническая характеристика бульдозера Д-385А
Таблица 6.1Показатели Значения Базовый трактор ДЭТ-250 Мощность двигателя, л.с. 300 Лемех Неповоротный
Размеры лемеха, мм:
— длина
— высота
5000
1550 Угол резания, град 50-60 Максимальный подъем лемеха, мм 1000 Максимальное заглубление лемеха, мм 350 Максимальное тяговое усилие, тс 22 Масса бульдозера с трактором, кг 29500
Масса бульдозера, кг
Объем породы, перемещаемой лемехом, м3
4500
4-5
Определяем техническую производительность бульдозерапо формуле:
/>, м3/ч; (6.2)[II]
где: Тц – время цикла, с;
Тц = />, с;
где: tн – времянаполнения, с;
tн = tнп·Пэв/Пэп, с;
tн = 25·27/35 =22 с;
tв – времявыгрузки, tв = 10 с;
Тц = 22+10+10/0,6+12/0,6 = 58 с;
Кд – коэффициент производительности бульдозерав зависимости от уклона и дальности перемещения пород, Кд = 1;
Кр – коэффициент разрыхления породы впризме волочения, Кр = 1,33;
/> м3/ч;
Определяем сменную производительность бульдозера поформуле:
Qсм = Qт·Тсм, м3/смену; (6.3)[II]
Qсм = 210·8 =1680 м3/смену;
Определяем длину одного отвального участка поусловиям планировки по формуле:
Lоу = Qб/Wо, м; (6.4)[I]
где: Qб –производительность бульдозера м3/смену;
Wо – удельнаяприемная способность отвала, м3/м;
Wо = Vа·λ/b, м3/м; (6.5)[I]
где: Vа –вместимость кузова автосамосвала, м3;
λ – коэффициенткратности разгрузки по ширине кузова;
b – ширина кузоваавтосамосвала, м;
Wо = 21·1,5/3,78= 8,3 м3/м;
Lоу = 1680/8,3 = 202,4 м;
На основании вышеприведенного можно сделать вывод,что принятое оборудование, его технические и технологические характеристики, атакже основные параметры отвала соответствуют условиям разработки данногоместорождения.
7. РЕКУЛЬТИВАЦИЯ НАРУШЕННЫХ ЗЕМЕЛЬ
Рекультивация земельвключает комплекс инженерных, горнотехнических, мелиоративных,сельскохозяйственных, лесохозяйственных и других работ, направленных на восстановлениенарушенных горными разработками земель. Цикл рекультивации имеет два этапа:горнотехническая рекультивация и биологическая. Основная задачагорнотехнической рекультивации – создание благоприятных условий для освоениянарушенных земель (формирование рельефа местности, покрытие поверхностипотенциально плодородными породами, устройство дренажа и др.).Биологическаярекультивация заключается в восстановлении плодородия нарушенных земель,растительного покрова и возобновления фауны. При проведениигорно-подготовительных работ на площади отведенной под строительство карьеранеобходимо снять потенциально плодородный слой земли, для последующего укрытияим спланированных на этапе технической рекультивации отвалов пустых пород. Вданном районе мощность этого слоя составляет в среднем 30 см. Его срез иукладка производятся бульдозерами на базе трактора ДЭТ-250 в навалы, которыезатем перегружаются в средства транспорта и перевозятся в специальные отвалы,которые затем присыпаются пустой породой для предотвращения почвы от выветриванияи размыва.
7.1 Выбор способарекультивации и обоснование типа оборудования
По таблице 7.23 [IV] определяем, что для глубинныхзалежей с наклонным и крутым падением, при внешних одноярусных отвалах,поверхность отвалов может использоваться для сельскохозяйственных и лесныхугодий. Для этого выполаживаем откосы отвала до 11-28º, поверхность отвалавыравниваем, наносим плодородный слой и производим посадку лесонасаждений. Дляформирования откосов и выравнивания поверхности отвала применяем бульдозерД-385А. В выработанном пространстве карьера производится выполаживание бортов.Образуется водоем, по берегам водоема насаждаются кустарники.
8. ВЫБОР СРЕДСТВМЕХАНИЗАЦИИ ВСПОМОГАТЕЛЬНЫХ РАБОТ
Каждому основномупроизводственному процессу соответствуют вспомогательные работы, которыепозволяют планомерно осуществить основной процесс или облегчают его.
8.1 Механизациявзрывных работ
Применение на открытыхразработках простейших ВВ типа игданита и гранулированных ВВ кроме техническихи экономических преимуществ создало возможность механизации заряжания скважин. Механизациявзрывных работ снижает трудоемкость заряжания и забойки скважин, улучшаеткачество забойки, обеспечивает повышение производительности труда и сокращаетвремя на подготовку блока к взрыву, а при пневмозарядке обеспечивает такжебольшую плотность ВВ в скважине (1.0 – 1.25 г/см3).
8.2 Механизацияизготовления игданита в карьере и заряжания скважин
Машина предназначеннаядля изготовления игданита непосредственно в забое и для заряжания скважин (МЗС-1М),представляет собой самоходный агрегат на базе автомашины МАЗ-509П. На раме,установленной на шасси автомобиля МАЗ-509П, смонтированы бункер, компрессор,шламовый питатель, система опрыскивания селитры соляровым маслом, автомобильныйгидрокран типа 4030, смесительная камера и загрузочная воронка. Смешиваниекомпонентов производится опрыскиванием проходящей через смесительное устройствоструи селитры соляровым маслом, поступающим через форсунки в смесительнуюкамеру под давлением. Дозировку горючей добавки обеспечивает гидравлическийзолотниковый регулятор.
Таблица 8.1[IV] Техническая характеристика машиныМЗС-1М.Параметры Значение Производительность при непрерывной работе, т/ч 4
Вместимость, м3:
-бункера
-контейнера
5
0,5 Грузоподъемность гидрокрана, кг 500
Производительность компрессора, м3/мин. 3 Рабочий орган Шнек Диаметр заряжаемых скважин, мм 100-250 Глубина скважин, м До 25 Угол отклонения скважин от вертикали, градус До30
Основные размеры машины, мм:
-длина
-ширина
-высота
6640
2708
3310 Масса, кг 13270
8.3 Выбор машины длязабойки скважин
Забоечные машиныдоставляют забоечный материал к скважинам и осуществляют их забойку. МашинаЗС-1Б представляет собой самоходный агрегат, смонтированный на базе автомашиныМАЗ-509П. Загрузка бункера осуществляется грейфером гидравлического крана,установленного на шасси машины. Забойка скважины производится через воронку,укрепленную на корпусе течки. Вибрация и обогрев стенок бункера осуществляетсявыхлопными газами. Забоечным материалом служат песок, мелкий щебень, отходырудообогатительного производства плотностью до 2 т/м3.
Таблица 8.2[IV] Техническая характеристиказабоечной машины ЗС-1Б.Параметры Значения Диаметр заряжаемых скважин, мм 100 и более Глубина скважин, м До 25
Вместимость бункера, м3 5
Производительность, м3/час 8.4-27.4 Рабочий орган
Скребковый
конвейер шириной 500 мм Время загрузки бункера забоечным материалом, мин 15-21 Время на забойку одной скважины, мин 1 Время на забойку одной скважины с учетом маневров и загрузки бункера, мин 2
9. УКРУПНЕННЫЙ РАСЧЕТТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ОСНОВНЫХ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ ПРОЦЕССОВ
Определяем капитальныезатраты на оборудование по формуле:
Коб = ni·Кi, тыс. руб.; (9.1)[VII]
где: ni – число единиц данного оборудования;
Кi – стоимость единицы данногооборудования, тыс. руб.;
— для бурового станкаСБШ-250МН:
Коб = 2· =10194 тыс. руб.;
— для экскаватораЭКГ-6,3УС:
Коб = 2·19734= 39468 тыс. руб.;
— для автосамосвалаБелАЗ-548:
Коб = 13·2358= 30654 тыс. руб.;
— для бульдозера Д-385А:
Коб = 1·2874 =2874 тыс. руб.;
Определяем капитальныезатраты на автодороги по формуле:
Кд = Lд·С1, тыс. руб.; (9.2)[VII]
где: Lд – протяженность дорог, км;
С1 – стоимостьодного км дороги, тыс. руб.;
Кд = 16,6·50 =830 тыс. руб.;
Определяем суммукапитальных затрат:
Коб = 83190тыс. руб.;
Определяемэксплуатационные затраты на оборудование по формуле:
Сэ = ni´·Ci´+tоб· Ci´´+tоб´· Ci´´´, тыс. руб.; (9.3)[II]
где: ni´ — число однотипногооборудования, используемого на данном процессе;
Ci´ — постоянные (годовые)эксплуатационные затраты единицы однотипного оборудования, тыс. руб.;
tоб, tоб´ — соответственно время чистой работы однотипногооборудования и календарное, тыс. часов;
Ci´´, Ci´´´ — соответственно переменные затраты на календарный час и час чистой работы дляданного типа оборудования, тыс. руб.;
— для бурового станкаСБШ-250МН:
Сэ = 622 тыс.руб.;
— для экскаватораЭКГ-6,3УС:
Сэ = 803,333тыс. руб.;
— для автосамосвалаБелАЗ-548:
Сэ = 7290 тыс.руб.;
— для бульдозера Д-385А:
Сэ = 331,920тыс. руб.;
Таблица 9.1. Капитальныезатраты на выбранное оборудование (2001 г.).Наименование производственных процессов
Наименование
оборудования Кол-во Стоимость единицы оборудования тыс.руб
Общая
стоимость оборудования тыс. руб. Подготовка к выемке СБШ-200МН 2 5097 10194 Выемка и погрузка ГМ ЭКГ-6,3УС 2 19734 39468 Транспортировка горной массы БелАЗ-548 13 2358 30654 Отвалообразование Д-385А 1 2874 2874 Вспомогательные работы МЗС-1М 2 2520 5040 ЗС-1Б 2 744 1488
Таблица 9.2. ЭксплуатационныезатратыОборудование
Эксплуатационные годовые затраты.
Тыс.руб Амортизационные отчисления Всего СБШ-250МН 98,6 197,72 ЭКГ-6,3УС 505 1010 БелАЗ-548 135,7 4071 Д-385А 258,3 258,3 Вспомогательные машины 138 138
Таблица 9.3. Эксплуатационныезатраты.Оборудование Эксплуатационные годовые затраты, руб. СБШ-250Н 622000 ЭКГ-6,3УС 803333 БелАЗ-548 7290000 Д385-А 331920 Вспомогательное оборудование 142000
Определяем себестоимостьодной тонны полезного ископаемого по формуле:
Спи = Зг/Qпи, руб./т; (9.4)[VII]
где: Зг –суммарные капитальные и эксплуатационные затраты за год, руб.;
Qпи – годовая производительность карьерапо полезному ископаемому, тыс. тонн;
Спи =53,215374·106/1100 = 48 руб./т.;
Определяем себестоимость 1 м3 вскрышных пород по формуле:
Свп = Зг/Vв, руб./м3; (9.5)[VII]
где: Vв – объемы вскрыши вынимаемые за год, тыс. м3;
Свп = 53,215374·106/1415= 37,608 руб./м3;
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Цельювыполнения курсового проекта являлось закрепление и углубление полученных приизучении дисциплины «Процессы ОГР» знаний
В данной курсовой работебыл произведен технологический расчет основных процессов открытых горных работ.При расчете процесса подготовки горных пород к выемке, учитываягорно-геологическую характеристику пород, выбрали буровой способ подготовкипород к выемке.
Способ буренияшарошечный, буровым станком СБШ-250МН. Для взрывания применяем взрывчатоевещество игданит. При расчете выемочно-погрузочных работ был выбран типэкскаватора ЭКГ-6,3УС, схема заходки экскаватора при выемки породы из развала.Также был произведен выбор типа карьерного автотранспорта – а/с БелАЗ-548,произведен расчет необходимого количества автосамосвалов, работающих с однимэкскаватором, рассчитаны производительности экскаватора и автосамосвала. Прирасчете отвалообразования были определены основные параметры отвала, а такжеовальных машин – Д-385А. Были выбраны средства механизации вспомогательныхработ, выбран способ рекультивации нарушенных земель. Произведен укрупненныйрасчет технико-экономических показателей основных производственных процессов.