- •Кафедра техники и технологии горного производства утверждаю
- •Содержание
- •II. Требования, предъявляемые к выполнению курсового проекта
- •2.1. Тематика и задание на курсовой проект
- •2.2. Указания по оформлению пояснительной записки
- •2.3. Оформление графической части
- •III. Содержание курсового проекта
- •4.2. Определение параметров карьера
- •4. 3. Определение срок эксплуатации карьера
- •4.4. Расчет параметров буровзрывных работ
- •4.5. Выбор горно-транспортного оборудования
- •4.5.1. Выбор типа и модели выемочно-погрузочной машины
- •4.5.2. Расчет параметров выемочно-погрузочных работ
- •4.5.2.1. Выбор экскаватора
- •4.5.2.2. Определение параметров забоя
- •4.5.2.3. Расчет производительности экскаватора
- •4.6. Определение параметров доставки грузов карьерным транспортом
- •4.6.1.1. Железнодорожный транспорт
- •4.6.1.2. Расчет полезной массы поезда
- •4.6.2. Расчет провозной и пропускной способности пути
- •4.6.3. Расчет подвижного состава железнодорожного транспорта
- •4.6.4. Расчет парка подвижного состава автотранспорта
- •4.7. Отвалообразование на карьере
- •4.8. Выбор и обоснование схемы вскрытия карьера и его горизонтов
- •4.9. Обоснование системы открытой разработки месторождения
- •4.9.1. Определение параметров системы разработки
- •4.10. Комплексная механизация горных работ
- •4.11. Технологическая схема горных работ
- •4.12. Обеспечение безопасности ведения горных работ
- •Список рекомендуемой литературы
- •Кафедра техники и технологии горного производства пояснительная записка к курсовому проекту по дисциплине «проектирование карьеров»
- •Исполнитель: студент(ка) гр.
- •130403 – «Открытые горные работы» задание
- •«Проектирование карьеров»
- •Исходные данные к курсовому проекту «Проектирование карьеров»
4. 3. Определение срок эксплуатации карьера
Определив параметры элементов карьера, переходим к определению срока эксплуатации карьера и производительности работ на карьере.
По нормам технологического проектирования для рудных карьеров режим работы принимается круглогодовой при непрерывной семидневной неделе – с числом рабочих дней в году для средней полосы N = 300.
Число рабочих смен в сутки n=3 по 8 часов каждая.
Тогда годовой объем добычи будет (Ак, м3/год):
Ак=Wп.и.* N * n, м3 /год (4.12)
где N=300 – количество рабочих дней в году,
n=3 – число смен в сутки,
Wп.и. – грузопоток на добыче (в исходных данных).
Срок службы карьера:
, год (4.13)
Зная срок разработки месторождения, производительность применяемого оборудования и транспорта, определяется годовая производительность карьера по горной массе, по полезному ископаемому, общей вскрыше, вмещающим породам.
Результаты расчетов по 4.2-4.3. заносятся в табл. 4.1. В масштабе 1:2000 выполняют схему вертикального разреза месторождения, карьера, с нанесением всех его параметров.
4.4. Расчет параметров буровзрывных работ
Прежде чем начать расчет параметров БВР необходимо учесть следующее. На карьерах применяют скважины диаметром от 100 до 320 мм; меньшие значения диаметра выбирают в крепких трудновзрываемых породах, большие – в породах легко- и средневзрываемых при сипользовании мощного погрузочного оборудования.
Таблица 4.1
Основные параметры элементов карьера
№п.п |
Параметры элементов карьера |
Обозначение |
Единица измерения
|
Значение |
1 |
2 |
3 |
4 |
5 |
1. |
Средний коэффициент вскрыши |
|
|
|
2. |
Текущий коэффициент вскрыши |
|
|
|
3. |
Граничный коэффициент вскрыши |
|
|
|
4. |
Конечная глубина карьера |
|
|
|
5. |
Угол откоса борта карьера |
|
|
|
6. |
Угол откоса уступа |
|
|
|
7. |
Количество уступов |
|
|
|
8. |
Количество транспортных берм |
|
|
|
9. |
Количество предохранительных берм |
|
|
|
10. |
Объем горной массы |
|
|
|
11. |
Размеры дна карьера |
|
|
|
12. |
Объем вскрышных пород |
|
|
|
13. |
Размеры карьера на дневной поверхности |
|
|
|
14. |
Объём вмещающих пород |
|
|
|
15. |
Высота уступа |
|
|
|
16. |
Запасы полезного ископаемого в контурах карьера |
|
|
|
17. |
Срок эксплуатации карьера |
|
|
|
18. |
Годовая производительность карьера |
|
|
|
Из взрывчатых веществ (ВВ) на карьерах широко применяют сыпучие гранулированные ВВ типа граммонита, гранулита, граммонала, водонаполненные ВВ, акватолы, ифзанит, и реже порошкообразные – аммониты, аммоналы.
В качестве эталонных ВВ приняты граммонит 79/21 и аммонит № 6ЖВ. Если проектируется применение другого типа ВВ, например в обводненных скважинах, то проектный удельный расход ВВ получают путем умножения специального переводного коэффициента на значение удельного расхода эталонного ВВ.
а). Определяем проектный удельный расход ВВ (проектируем взрыв):
qп=qэ * кперев * кд * км * ксз * кобъем взр * ксп, г/м3, (4.14)
где кперев (иногда обозначают квв) – переводной коэффициент от эталонного ВВ (аммонит N6ЖВ);
кд – коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления
кд=0,5/dср,
dср=(0,15¸0,2) - средний размер куска, м.
кт – коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва (учитывающий трещиноватость), кт=1,2* lср+ 0,2; (lср – средний размер отдельности в массиве, м);
ксз – коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда ВВ, зависит от диаметра скважины.
dск=100 мм; ксз=0,9¸1
dск=200 мм; ксз=1¸1,05
dск=250 мм; ксз=1,2¸1,25
dск=300 мм; ксз=1,35¸1,50
кобъем взр (кv) – коэффициент, учитывающий объем взрываемой породы
кv = , (4.15)
где Ну – высота уступа (10¸18 м),
если Ну > 18 м, то кv= ,
ксп – коэффициент, учитывающий количество свободных поверхностей взрываемого массива.
1 открытая поверхность ксп=10
2 /-/-/-/-/-/-/ поверхности ксп=8
3 /-/-/-/-/-/-/ поверхности ксп=6
4 свободных поверхности ксп=4
5 /-/-/-/-/-/-/ поверхностей ксп=2
6 /-/-/-/-/-/-/ поверхностей ксп=1
б). Определяем линию сопротивления по подошве уступа
, (4.16)
где к1 – коэффициент, учитывающий трудности взрывания,
к1 = Lвв/hу,
Lвв – длина заряда в скважине, м;
hу – высота уступа, м;
m – коэффициент сближения скважин.
Для ориентировочных расчетов:
m=1,1 ¸ 1,4 легко взрываемые породы
m=1,0 ¸ 1,1 средне взрываемые породы
m=0,75 ¸ 1,0 легко взрываемые породы
Р = 7,85 × dс2 × , кг/м – вместимость по ВВ 1 м скважины,
где dс – диаметр скважины;
- плотность заряжания, кг/дм2;
при ручном заряжении 0,9 кг/дм2;
при механизированном 1 кг/дм2;
при водонаполненных ВВ = 1,4 ¸ 1,6 кг/дм2 ;
qп – проектный расход ВВ, кг/м3.
В практике W = (40 ¸ 45)*dс, W = (35 ¸ 40)*dс, W = (25 ¸ 35)*dс соответственно для легко взрываемых пород, для пород средней взрываемости и для пород трудно взрываемых. dс – диаметр скважины, м.
Проверим на безопасность бурения:
,м Wлпп ³ Wmin
где a - угол откоса уступа (указан в исходных данных);
hу – высота уступа, м.
в). Определяем параметры расположения скважинных зарядов
- расстояние между скважинами в ряду:
а=m*Wлпп,
где m – эмпирический коэффициент, зависящий от класса взрываемости горных пород:
I кл; II кл (qэ £ 20 г/м3) m=1,1 ¸ 1,4
II кл; III кл (qэ £ 30 г/м3) m=1,0 ¸ 1,1
IV кл; V кл (qэ £ 50 г/м3) m=0,75 ¸ 0,85
расстояние между рядами при многорядном взрывании
1. Скважины в рядах расположены в шахматном порядке
в = 0,85* а, м;
2. Скважины в рядах расположены в квадрат
в = а, м;
где в – расстояние между рядами, м.
г). Определим параметры взрывных скважин
диаметр скважины (dc)
- при показателях: взрываемости qэ II – III классы, трудности бурения
pб – I класс: dс=9,7Е + 112, мм;
- при qэ III – IV классы, pб – II, III классы: dс=13Е + 116, мм;
- при qэ IV – V классы, pб – III, IV классы: dс=17Е + 122, мм;
где Е – емкость ковша экскаватора, м3, принятого к выемке горных пород в проекте (В.В. Ржевский, «Технология и комплексная механизация ОГР», М., Недра 1975 г. стр. 152).
Глубина скважины, Lс, м
, (4.17)
где b - угол наклона скважины к горизонту, градус;
hу – высота уступа, м;
lп – глубина перебура скважины из условий проработки подошвы уступа
lп=(10 ¸ 15)× dс, м
При взрываемости пород II кл. lп £ 10 dс
При взрываемости пород III – IV кл. lп £ 15 dс
Длина забойки:
Lз=(10 ¸ 20)* dс, м.
в зависимости от класса взрываемости горных пород.
Длина заряда lвв=Lс – lз, м.
Масса заряда в скважине
Qз.р.=Р* lвв, кг;
где Qз.р. – расчетный заряд ВВ в скважине;
Р=7,85* dс2 * , кг/м – вместимость скважины по ВВ 1м. длины
dc – диаметр скважины, дм;
- коэффициент, учитывающий плотность заряжания;
=9, если скважина заряжается вручную сыпучим ВВ;
=1, при механизированной зарядке;
=1,2 ¸ 1,4 если ВВ льющееся.
В практике масса заряда Qзр=qп * W*hу * а.
Для второго ряда Qзр//=qп *W * hу * а.
д). Установим схему коммутации заряда
Принимаем вид взрывания – мгновенное или короткозамедленное или другое. При замедленном взрывании определяем интервал замедления:
t = к × Wлпп к=2 ¸ 4
к – коэффициент, зависящий от взрываемости.
Результаты расчетов студент заносит в табл. 4.2.
Таблица 4.2.
Основные параметры паспорта буровзрывных работ
№п.п |
Параметры паспорта буровзрывных работ |
Единица измерения |
Величина |
1 |
2 |
3 |
4 |
1. |
Объем технологического блока
|
|
|
2. |
Расстояние между скважинами в ряду:
|
|
|
3. |
Количество скважин в ряду:
|
|
|
4. |
Количество рядов на блоке |
|
|
5. |
Общее количество скважин на блоке |
|
|
6. |
Длина скважины |
|
|
7. |
Диаметр скважины
|
|
|
8. |
Плотность заряжания ВВ
|
|
|
9. |
Масса заряда первого ряда скважин |
|
|
10. |
Масса заряда второго и последующих радов скважин |
|
|
11. |
Количество технологических блоков на рабочем уступе по его длине |
|
|
12. |
Общее количество ВВ
|
|
|
все параметры пород должны соответствовать породам, указанным в задании
4.4.2. Определение технической скорости бурения
Техническую скорость бурения определяем по формуле (4.18)
(4.18)
Р0 – осевое давление, Р0 = 300 кН;
nв – осевое вращение бурового става, nв = (0,25 – 2,5)об/сек;
dg – диаметр долота;
Определяем производительность бурового станка:
- сменная производительность
, м/см (4.19)
где Тсм – время смены, час;
Т0 – время основных операций, приходящихся на 1 м скважины; Т0=1/V0
Тв – время вспомогательной операции, приходящейся на 1 м скважины
Тв= 2 ¸ 6, мин
- коэффициент использования сменного времени
Тпз +Тр.п.= (0,5 ¸ 1)ч.
Тп.з. – время подготовительных заключительных операций
Тр.п. – регламентируемые простои
Тв.п. – внеплановые простои станка (1 ¸ 1,5)час.
- годовая производительность бурового станка
Пб.г.= Пб.см.* nсм * N, (4.20)
nсм – число смен в сутки;
N – число рабочих дней в году.
Пб.см. - рабочий парк буровых станков
, (4.21)
Vг.м. – объем горной массы в год, м3;
Пб.г. – годовая производительность бурового станка, м/год;
qг.м. – выход горной массы с 1 м скважины
, м3 (4.22)
W – линия сопротивления по подошве, м;
b – расстояние между рядами, м;
nр – число рядов скважин;
а – расстояние между скважинами, м;
hу – высота уступа, м;
Lc – глубина скважины, м.
- инвентарный парк буровых станков
Nи.б.=(1,2 ¸ 1,3)* Nб.р. (4.23)