Оглавление
Оглавление. 1
1.Определениепараметров карьера. 2
2.Подготовкагорных пород к выемке буровзрывным способом. 7
3.Выемочно-погрузочные работы… 15
4.Перемещение карьерных грузов. 15
5.Отвалообразование вскрышных пород. 19
6.Вскрытие месторождений и системы их открытой разработки. 23
Списокиспользуемой литературы: 28
1.Определениепараметров карьера
Параметры карьераопределяются из его геометрических размеров в поперечном и продольном разрезах
/>
Граничная глубинаоткрытой разработки, соответствующая максимальной глубине карьера (/>) по проекту [1,c.10].
/>
где /> — граничный коэффициентвскрыши,/>
/> — горизонтальная мощность залежиископаемого, м;
/> — ширина карьера по низу, м;
/>-углы откоса устойчивых бортовкарьера, град[2,c10].
/>
где />/>-стоимостьдобычи 1 м/> полезного ископаемогоподземным способом, р/м/>;
С/> — стоимость добычи 1 м/> полезного ископаемогооткрытым способом, р/м/>;
С/>-стоимость удаления 1 м/> вскрышных пород, р/м/>.
/>=/>.
Ширина карьера поверху, м
/>
Длина карьера поверху, м
где />-среднее значение угланаклона устойчивых нерабочих бортов карьера, град
/>=/> град.
/>=275+2*287*ctg38=1009,7 м;
/>=1100+2*287*1,28=1834,7 м.
Объем горной массы вконтурах карьера, м/>[2,c,11]
/>
Площадь карьера, />
/>
/>
Периметр дна карьера, />
/>
/>
/>237462,5*287+0,5*2750*287/>*1,28+1,04*287/>*1,28=211668188,3 м/>
Объем полезногоископаемого, м/>
/> ,
где />-площадь залежи в еегоризонтальном сечении, м/>;
/>-высота залежи, м.
/>=287-45=242 м
/>=237462,5*242=57465925 м/>
Объем вмещающих залежипустых пород в тех же границах, м/>
/>211668188,3-57465925=154202263,3 м/>
Средний коэффициентвскрыши, м/>/ м/>[2,c.8]
/>
/>=/>
Годоваяпроизводственная мощность карьера, м/>/год по ископаемому
/>
где />-годовая производственнаямощность карьера, т./год;
/>-плотность массива ископаемого, т/ м/>;
/>=/> м/>/год
То же по вскрышнымпородам, м/>/год
/>
/>=2.68* />=4729411,8м/>/год
То же по горной массе, м/>/год
/>
/>=1764705,9+4729411,8=6494117,7 м/>/год
Средневзвешеннаяплотность массива горной массы, т/ м/>
/>
/>=/> т/ м/>
Масса груза,вывозимого из карьера за год (грузооборот карьера), т/год
/>
/>=6494117,7*2,73=17728941,3 т/год
Скорость ежегодногопонижения горных работ по ископаемому, м /год
/>
/>=/> м /год
Срок существованиякарьера без учета периода его строительства, лет
/>
/>=/> />33года
Полный сроксуществования карьера, лет
/>
где />=4-5 лет-периодстроительства и доработки карьера.
/>=33+5=38 лет
2.Подготовкагорных пород к выемке буровзрывным способом.
/>
На результат взрывабольшое влияние оказывает величина W, которая зависит от диаметра скважин, высоты уступа и угла наклона егооткоса, мощности ВВ, плотности заряжания.
Величинапреодолеваемого сопротивления по подошве(СПП)
/>
где р=0,785*/>-вместимость ВВ на 1 мскважины, кг/м;
d- диаметр скважины, м;
/>-плотность заряжания скважины ВВ, кг/м/>;
/>=0,6/>0,9-расчетныйудельный расход ВВ, кг/ м/>;
/>-угол наклона скважин, град.
/>/>41,7 кг/м.
W=(0,9*(41,7/0,7)½)/sin90=6,95
Величина сопротивленияпо подошве проверяется по условиям безопасного размещения бурового станка наплощадке уступа, м;
/>
где />=10-15-высота уступа, м ;
/>-угол откоса уступа, град;
с≥3м-минимальноедопустимое расстояние от верхней бровки уступа до оси скважины, м;
/>=10*ctg70+3=6,63
Обязательное условие W≥/>,6,95≥6,63-выполняется.
Длина скважины, м
/> />12,43
где hy – высота уступа, м.
/>/>
Длина забойкискважины, м
/>/>
Расстояние междускважинами в ряду, м
/>/> м,
где m – коэффициент сближения зарядов впределах:
m = 0,6 — 0,8 – в трудно взрываемыхпородах;
Расстояние междурядами скважин при шахматной сетке их расположения, м
/>/>4,25.
Масса заряда в скважинепервого ряда определяется по формуле, кг
/>/>243,3 кг,
где qp – расчетный удельный расход ВВ, кг/м3;
Wp – сопротивление по подошве, м;
a – расстояние между скважинами в ряду, м.
Масса заряда в скважиневторого ряда, кг
/>/>175 кг,
где b – расстояние между рядами, м.
Длина заряда, м
/>/>5,8 м,
где Р – вместимость 1 мскважины, кг/м.
Ширина взрывного блокапри однорядном расположении скважин, м
/>6,63 м./>
То же, при многорядномрасположении скважин, м
/>/>12м,
где nрд – количество взрываемых рядовскважин.
Ширина развала породыпосле взрывания блока по массиву при однорядном расположении скважин, м
/>/>25 м,
где Кв –коэффициент трудности взрывания пород;
Кв = 2 — 2,5;2,5 – 3,0; 3,0 – 4,5 – соответственно для легко-, средне- и трудновзрываемыхпород;
Кскв =1 –коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту.
Ширина развала породыпри многорядном расположении скважин и короткозамедленном взрывании (КЗВ), м
/>/>28 м,
где Кз –коэффициент дальности отброса породы взрывом, зависящий от интервала замедления:
время замедления, мс – 0 1025 50 75
Кз – 1 0,95 0,90,85 0,8
Ширина экскаваторнойзаходки, м
/>19 м,
где Rry – радиус черпания на уровне стояния,м.
Число проходовэкскаватора по развалу (количество экскаваторных заходок)
/>
/>
Минимальная длинаэкскаваторного или взрывного блока определяется по условию обеспечениябесперебойной работы экскаватора в течение 15-30 суток.
/>/>945м,
где nдн = 15-30 сут. – оптимальный запасвзорванной горной массы;
nсмн = 3 смены – число смен работыэкскаватора в сутки;
Qэ(смн) – сменная производительностьэкскаватора в пересчете на массив породы, м3/смену.
/>/>1512 м3/смен,
где tц = 40 с – длительность рабочего цикла погрузкиэкскаватора, с;
Vквш – емкость ковша экскаватора, м3;
/> – коэффициент экскавации,учитывающий степень использования ковша экскаватора;
Кн = 0,75 –коэффициент наполнения ковша;
Кр = 1,45 –коэффициент разрыхления породы в ковше;
Тсмн = 7 ч –продолжительность рабочей смены экскаватора;
Ки(э) =0,55-0,7 – коэффициент использования экскаватора по времени.
Объем взрываемогоблока породы, м3
/>/>113400 м3.
Необходимое количествоВВ для взрывания блока, кг
/>/>79380 кг.
Необходимое количествоскважин с учетом их вместимости для размещения ВВ в блоке
/>/>326
То же, в одном рядускважин
/>/>163
Суммарно потребнаядлина скважин для взрывания годового объема горной массы карьера, м/год
/>/>323529 м/год,
где Qк(гм) – годовая производственная мощностькарьера по горной массе;
Vуд – выход горной массы с одногопогонного метра взрывной скважины, м3/м.
Выход взорванной гороймассы с 1 м скважины. м3/м
/>/>24 м3/м
где Wб– сопротивление по подошве первого ряда, м;
nрд – количество взрываемых рядовскважин;
b – расстояние между рядами скважин,м;
a – расстояние между скважинами вряду, м;
hy – высота уступа, м;
Lскв – глубина скважин, м.
Годоваяпроизводительность станка шарошечного бурения, м/год
/>/>26450 м/год
где Pос – осевая нагрузка на шарошечноедолото, кН;
nоб – скорость вращения долота, об/мин;
Тсмн = 7 ч –длительность рабочей смены бурового станка;
Ки = 0,44-0,6– коэффициент использования бурового станка во времени;
nсмн = 2 – количество рабочих сменбурового станка в сутки;
nдн = 247-259 дн. – число рабочих днейбурового станка в календарном году;
Пб = f – показатель трудности буренияпород;
dскв – диаметр скважин, см.
Необходимое количестворабочих буровых станков
/>/>15
Инвентарный парк станковпринимается на 15-20% больше рабочего. Обычно по организационным причинам числорабочих буровых станков на карьере принимается равным рабочему парку экскаваторов.
3.Выемочно-погрузочные работы
Поскольку выбор типаэкскаватора и расчет его сменой производительности произведены, здесьрассчитывается только годовая производительность экскаватора, м3/год
/>/>1134000 м3/год
где nсмн = 3 смены – число рабочих сменэкскаватора в сутки;
nдн = 247 – 259 дн. – число рабочих днейэкскаватора в году.
Необходимое количестворабочих экскаваторов
/>/>9
Инвентарный паркэкскаваторов принимается на 10-15% больше рабочего.
Расстановка экскаваторовпо горизонтам (уступам) осуществляется из расчета 1-2 единицы на один горизонтпри железнодорожном транспорте на карьере и 2-4 – при автотранспорте.4.Перемещение карьерных грузов
Число автосамосваловрассчитывается для каждого экскаватора отдельно. Рабочий парк автосамосваловустанавливается по условию обеспечения непрерывной работы рабочего паркаэкскаваторов. Принимаем БелАЗ 548, грузоподъемностью 40 тонн.
Производительностьавтосамосвала, т/смен.
/>,
где />-фактическаягрузоподъемность автосамосвала, т;
/>-техническая грузоподъемностьавтосамосвала, т[2, c124];
/>=0,85-0,9-коэффициент использованиягрузоподъемности автосамосвала;
/>=7ч-продолжительность смены;
/>-длительность одного рейсаавтосамосвала, ч;
/>=0,75-коэффициент использованияавтосамосвала по времени.
Продолжительность одногорейса автосамосвала, ч
/>=/>,
где
/>-время погрузки автосамосвала, ч
/>-время движения автосамосвала сгрузом и без груза, ч
/>=0,02ч-время разгрузки автосамосвала;
/>=0,03ч-время маневров на погрузке иразгрузке.
Время погрузкиавтосамосвала, ч
/>
где
/>-ёмкость кузова принятого типаавтосамосвала, м³;
/>=1,1-1,15-коэффициент, учитывающийпогрузку автосамосвала с верхом
/>-ёмкость ковша экскаватора, м³;
/>-коэффициент экскавации.
Время движения
/>
где
/>=1,5 км-расстояние перемещения грузовавтосамосвалами;
/>=14км/ч-скорость движения груженогоавтосамосвала;
/>=25 км/ч-то же порожнегоавтосамосвала.
Количествоавтосамосвалов, обслуживающих один экскаватор
/>
Необходимое количествоработающих автосамосвалов
/>
где
/>-необходимое количество рабочихэкскаваторов.
Рабочий паркавтосамосвалов на карьере
/>,
где />-сменный грузообороткарьера, т/смен
/>= /> ,
где />-суточный грузообороткарьера, т/сут
/>=3смен/ сут.
Пропускная способностьдвухполостной автодороги, маш/ч
/>
где />=14км/ч-средняя скоростьдвижения автосамосвала по карьерным дорогам;
/>=0,5-0,8- коэффициент неравномерностидвиженя;
/>≥50 м-минимально допустимоебезопасное расстояние между следующими друг за другом автосамосвалами.
Провозная способностьавтодороги.т/ч
/>
где />=1,75-2-коэффициент резерва.
Необходимая пропускнаяспособность однополосной автодороги, маш./ч
/>5.Отвалообразование вскрышных пород
При транспортировании вскрыши на отвал автосамосваламиприменяется бульдозерное отвалообразование. Процесс отвалообразования в этомслучае включает разгрузку автосамосвалов на верхней площадке отвального уступа,перемещение пород под откос уступа, планировку поверхности отвала, ремонт исодержание автодорог.
Заполнение отвала осуществляется периферийным или площаднымспособом. В первом случае автосамосвалы разгружаются по фронту работ прямо подоткос (при устойчивых отвалах) или на расстоянии 3-5 м от откоса. Затем породабульдозерами перемешается под откос. Бульдозерный отвал в этом случаеразвивается в плане. При площадном способе автосамосвалы разгружаются по всейплощади отвала. Поверхность отвала планируется бульдозерами, а затемукатывается катаками. После этого отсыпается следующий слой и т.д. Бульдозерныйотвал в этом случае развивается по вертикали. Более экономичным являетсяпериферийный способ, при котором меньше планировочных и дорожных
работ. Площадный способ используется редко (в основном прискладировании малоустойчивых мягких пород).
При периферийном способе, для безопасности, у верхней бровкиуступа отвала устанавливаются деревянные или металлические упоры для заднихколес автосамосвалов (иногда вместо упоров насыпают вал породы высотой 0,5-0,8м и шириной 2-2,5 м).
Кроме того, поверхность бульдозерного отвала должна иметьуклон 4 —5° в сторону центра отвала.
Высота бульдозерных отвалов на равнинной местности изменяетсяв широких пределах и ограничивается в основном физико-техническимихарактеристиками пород. Для скальных пород она составляет 30-35 м, для песчаных15-20 м, для глинистых 10-15 м.
В условиях нагорных карьеров высота бульдозерных отваловдостигает 150 м и более. При такой высоте отвала разрабатываются специальныемероприятия, обеспечивающие безопасные условия работы обслуживающего персоналаи оборудования.
Бульдозерный отвал обычно состоит из трех участков равнойдлины по фронту разгрузки (рис.5.8). На первом участке ведется разгрузка, навтором — планировочные работы, третий участок — резервный. По мере развитиягорных пород назначение участков меняется. [2, c254]
/>
Необходимая площадьпод отвал, м²
/>
где />-объём вскрыши, подлежащий размещениюв отвале, м³;
/>=1,1-1,2- остаточный коэффициентразрыхления породы в отвале;
/>-коэффициент, учитывающийиспользование площади отвала(/>=0,6-0,7)
Длина фронтаразгрузки, м
/>,
где />=18-20 –ширина полосы по фронту,занимаемая автосамосвалом, м;
/>-число одновременно разгружающихсяавтосамосвалов;
/>
где />-число автосамосвалов, разгружающихсяв отвале в течение часа;
/>=1,5-2 – продолжительность разгрузкии маневрирования автосамосвала, мин;
/>
где/>-часовая производительностькарьера по вскрыше, м³;
/>=1,25-1,5 – коэффициентнеравномерности работы карьера;
/>-объем вскрыши, перевозимыйавтосамосвалом за рейс, м³;
Длина отвальногофронта, м
/>
Рабочий паркбульдозеров
/>,
где />-сменный объем бульдозерных работ, м³
/>-сменная производительностьбульдозера, м³;
/>
где /> — продолжительность смены,ч
/>-0,5-0,7-коэффициент заваленностиотвала породой.
Инвентарный паркбульдозера на отвале
/>
где />=1,3-1,4-коэффициентинвентарного парка бульдозеров
6.Вскрытие месторождений и системы их открытой разработки
Выбор оптимальногоспособа вскрытия и определения объемов горно-капитальных работ выполняетсяпосле выбора и обоснования системы разработки, соответствующей заданнымусловиям.
Для заданных условийпринимается углубочная, продольная, двухбортовая система разработки (УДД).
Длина въездной иликапитальной траншеи в зависимости от ее глубины (hвт) и угла (iр) составит, м
/>250м,
где hвт – глубина заложения капитальнойтраншеи или выхода уступа, м;
ввт – ширинакапитальной траншеи, м;
αвт –угол наклона (откосов) бортов капитальной траншеи, град.
Объем капитальной траншеи,м3
/>/>36061 м3,
где ввт –ширина капитальной траншеи, м
αвт –угол наклона (откоса) бортов капитальной траншеи, град.
Объем разрезной траншеи,м3
/>/>206879 м3.
/>/>310 м2,
где Sрт – поперечное сечение разрезнойтраншеи, м2;
/> - длина разрезной траншеи при вскрытии горизонта вдве очереди, м;
Lк(врх) – длина карьера по верху, м;
врт = lвт – ширина разрезной траншеи, град.
hрт = hвт = hу= 10 м – глубина разрезной траншеи,равная высоте уступа, м;
αрт = αвт= 600– угол наклона бортов разрезной траншеи, град.
/>/>667,4 м.
Объем панели(заходки), м3
/> />163288м3,
где /> - длина панели пристроительстве карьера, м;
Шпнл – ширинапанели (заходки, экскаваторного и взрывного блоков), м;
hy – высота уступа, м.
/>/>917.4 м.
Минимальная ширинарабочей площадки Шрп, необходимой для размещения горнотранспортногооборудования, определится
/>28 + 3 + 3 + 3 = 40 м,
где Врзв(м) –ширина развала породы после взрывания блока массива, м;
С = 3,0 м – безопасныйзазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой;
Т = 3,0 м – ширинатранспортной полосы при одноколейном пути;
Z = 3,0 м – ширина площадкибезопасности.
Максимально возможноечисло рабочих горизонтов (уступов) в продольных системах разработки приминимальных рабочих площадках
/>/>15,
где Вк(срд) –средняя ширина карьера, м;
Шрп(min) – минимальная ширина рабочей площадки, м;
hу – высота уступа, м;
αу – уголнаклона рабочего уступа массива пород.
Фактическое количестворабочих горизонтов nу(фкт) по необходимому количествуэкскаваторов и расстановка их по уступам могут быть и меньше рассчитанного.
В этом случаефактическая ширина рабочей площадки, м
/>/>87,3 м,
/>7
/>/>642.4 м.
Угол откоса рабочегоборта карьера, град
/>/>80
Средняя длина фронтаработ рабочего уступа, м
/>/>1467 м,
где Lк(врх) – длина карьера по верху, м;
Lк(нз) – длина карьера по низу, м.
Средняя скоростьпродвижения фронта работ по обеспечению заданной производительности карьера погорной массе, м/год
/>
63,2 м/год ≤ 99,4 м/год
/>63,2 м/год
/>/>99,4 м/год
где Qк(гм) – годовая производственная мощностькарьера по горной массе, м3/год;
nу(фкт) – фактическое количество рабочихгоризонтов;
Qэ(гд) – годовая производительностьэкскаватора, м3/год;
nэ(нбх) – необходимое количество рабочихэкскаваторов;
hу – высота рабочего уступа.
С другой стороны эта жескорость продвижения фронта работ по геометрическим построением для обеспеченияугла откоса рабочего борта карьера φр, м/год
/>/>56,1 м/год
где Vпи(гд) – скорость ежегодного понижениягорных работ по ископаемому, м/год;
φр – уголоткоса рабочего борта карьера, град;
φн — уголоткоса нерабочего борта карьера, град.
Основным условиемнормальной работы карьера заданной производительности является
/> 63,2≥56,1
Список используемой литературы
1. Мельников Н.В. Краткий справочник пооткрытым горным работам. М.: Недра, 1982. -414 с.
2. Томаков П.П., Наумов И.К. Технология,механизация и организация открытых горных работ. М: Недра, 1986. — 312 с.
3. Ржевский В.В. Открытые горные работы.М.: Недра, 1985. — 508 с.
4. Друкованный М.Ф., Ильинин В.И.,Ефремов Э.Н. Буровзрывные работы на карьерах. М.: Недра, 1978. — 390 с.