- •Введение
- •1. Горно-геологическая характеристика месторождения
- •1.1. Основные сведения
- •1.2. Геологическая характеристика месторождения
- •1.2.1. Стратиграфия, литология
- •1.2.2. Тектоника
- •1.2.3. Условия залегания и морфология угольных пластов
- •1.2.4. Качество добываемого угля
- •1.2.5. Гидрогеологические условия
- •1.2.6. Горно-геологические условия поля разреза
- •1.2.7. Запасы угля и перспективы месторождения
- •1.2.8. Агрохимическая и биологическая характеристика вскрышных пород
- •1.2.9. Попутные полезные ископаемые и отходы производства
- •2. Генеральный план и технологический комплекс на поверхности
- •3. Горные работы
- •3.1. Существующее состояние горных работ
- •3.2. Определение границ участка
- •3.3. Производственная мощность и срок службы разреза, режим работы предприятия
- •3.4. Вскрытие карьерного поля
- •3.5. Система разработки и её параметры
- •Оси прохода драглайна
- •3.6. Параметры технологических процессов
- •3.6.1. Подготовка горных пород к выемке
- •3.6.2. Расчёт параметров буровзрывных работ
- •3.6.3. Выемочно-погрузочные работы
- •3.6.4. Технологический транспорт
- •3.6.5. Отвалообразование
- •4. Выбор и эксплуатация горного оборудования
- •4.1. Выбор бурового оборудования
- •4.2. Выбор выемочно-погрузочного оборудования
- •4.3. Выбор средств автотранспорта
- •5 Карьерный водоотлив
- •6. Вспомогательные работы
- •7. Охрана окружающей среды
- •7.1. Охрана атмосферы
- •7.2. Охрана водных ресурсов
- •7.3. Охрана земель
- •8. Электроснабжение карьера
- •8.1. Общие положения
- •8.2. Определение расчётной электрической нагрузки участка методом коэффициента спроса
- •8.3. Выбор числа и мощности трансформаторов участковой подстанции
- •8.4. Выбор схемы электроснабжения участка
- •8.5. Расчёт воздушных и кабельных линий
- •8.6. Освещение на участке
- •8.7. Расчёт заземления
- •8.8. Требования по безопасной эксплуатации электроустановок
- •9. Охрана труда
- •9.1. Общие меры по управлению безопасностью труда
- •9.2. Требования правил безопасности при ведении горных работ
- •10. Защита населения и производственного персонала от чс
- •I. Общие положения.
- •11. Специальная часть. Вскрытие рабочих горизонтов на период развития горных работ до 2010
- •11.1. Состояние вопроса
- •11.2. Отечественный и зарубежный опыт вскрытия карьеров
- •11.3. Оценка проектных решений вскрытие карьерных полей
- •11.4. Патентный поиск
- •11.5. Влияние условий залегания пластов на формирование грузопотоков
- •11.6. Этапы и состав горно-строительных работ
- •11.7. Взаимосвязь способа вскрытия системы разработки
- •11.8. Планирование развития горных работ до 2010 года
- •12. Расчет экономических показателей
- •12.1. Общие сведения
- •12.2. Производственная себестоимость добычи угля
- •12.3. Расчет прямых затрат по эксплуатируемой технике, используемой в технологической цепочке
- •12.4. Расчет себестоимости добычи угля по комплексу
- •12.5. Прибыль и рентабельность производства
- •12.6. Обоснование области применения технологии с перевалкой вскрыши
- •Заключение
- •Список использованных источников
3.6.2. Расчёт параметров буровзрывных работ
Расчёт параметров буровзрывных работ произведён исходя из структурно — прочностных свойств вмещающих пород и угле с учётом требований, предъявляемых к горной массе при экскавации, параметров оборудования и элементов системы разработки.
Средний диаметр естественной отдельности в массиве:
dc = 0,02 GCЖ, м ; (3.6.2.1.)
где GСЖ — предел прочности пород на сжатие, МПа
dc = 0,0250= 1,0 м
Характеристика ВВ гранулотол:
насыпная плотность ВВ 900 кг/м3;
переводной коэффициент 1,20.
Параметры бурового станка 3СБШ -200-60:
прочность буримых пород 50 - 120 МПа;
диаметр скважины 215,9 мм;
глубина бурения не более 60 м;
-угол наклона скважин к горизонту 75°.
Расчет удельного расхода ВВ:
(3.6.2.2.)
где Квв- переводной коэффициент;
Кв - коэффициент влияния обводненности;
σсж — предел прочности пород на сжатие, МПа;
d - диаметр скважинного заряда, м;
dc - средний диаметр естественной отдельности в массиве, м;
β - угол наклона скважин к горизонту, градус;
h - высота уступа, м;
z - степень взрывного дробления.
кг/м3
(3.6.2.3.)
где hв - высота столба воды в скважине, м;
h -высота уступа, м.
hв=0,5h; (3.6.2.4.)
hв=0,515=7,5
.
Длина скважин (м):
(3.6.2.5.)
(м)
где П - величина перебура, м.
П = 3ddc (3.6.2.6.)
П = 30,21591,0 = 0,7 (м)
Длина сплошного заряда:
lзар=Kзlскв (3.6.2.7.)
lзар=0,616,3=9,8 (м)
где Кз - коэффициент заряжания скважин зарядом ВВ,
Кз= 0,45+610-4h+0,12dc+1410-4hdc (3.6.2.8.)
Кз= 0,45+610-415+0,121,0+1410-4151,0=0,6.
Длина забойки:
lзаб=lскв-lзар (3.6.2.9.)
1заб=16,3-9,8=6,5 (м)
Масса скважинного заряда:
Qскв=Plзар (3.6.2.10.)
Qскв=339,8=323,4 (кг)
где Р - вместимость 1 м скважины, кг;
P=0,25πd2Δ (3.6.2.11.)
где Δ - плотность ВВ в кг.
Р=0,253,140,21592900 =33 кг
Расстояние между скважинами в ряду:
(3.6.2.12.)
где m - коэффициент сближения скважин
m=0,85+0,25dc (3.6.2.13.)
m=0,85+0,251,0=1,1
Расстояние между рядами скважин:
(3.6.2.14.)
(м)
Проектом принимается сетка скважин 66 м.
Количество рядов скважин в заходке:
(3.6.2.15.)
ряда
где АБВР –ширина буровзрывной заходки, м.
АБВР=(1,51,7)Rчу (3.6.2.16.)
АБВР=1,514,3=21,5 (м)
где Rчу – максимальный радиус черпания на уровне установки экскаватора, м.
Линия сопротивления по подошве:
W = b (3.6.2.17.)
W=7 m.
Проектом принимается продольная схема взрывания с закольцовкой, обеспечивающая минимальную ширину развала и хорошее дробление горной массы. Время замедления для пород IV категории блочности принимается 35мс. при короткозамедленном взрывании для пород И-Ш категорий по блочности принимаем равным 50 мс.
Ширина развала:
ВР=АБВР+Вод (3.6.2.18.)
ВР=21,5+3,8=25,3 (м)
где Вод–дальность перемещения горной массы при диагональной схеме взрывания, м.
Вод=0,73Во (3.6.2.19.)
Вод=0,735,2=3,8 (м)
где Во – дальность перемещения горной массы при порядковой схеме взрывания.
(3.6.2.20.)
где К – коэффициент, учитывающий взрываемость пород.
(м)
Высота развала:
по последнему ряду скважин
(3.6.2.21.)
(м)
на расстоянии С2=1,12Аq от последнего ряда скважин
(3.6.2.22.)
где Кр – коэффициент разрыхления породы в развале.
С2=1,1221,50,45=10,8 (м)
(м).
Выход горной массы с 1 м.п. скважин, м3
(3.6.2.23.)
(м3)
Сменная производительность бурового станка
(3.6.2.24.)
(м/см)
где Тсм – продолжительность смены, ч;
Тпз – время выполнения подготовительно – заключительных операций в течение смены, ч;
Тлн – время на личные надобности, ч;
Тв – время на выполнение вспомогательных операций, приходящиеся на 1м скважины, ч;
То – время на выполнение основных операций, приходящиеся на 1м скважины, ч.
(3.6.2.25.)
где в – скорость бурения скважин, м/ч.
( м/ч)
Суточная производительность бурового станка:
Рсут=nсмРсм (3.6.2.26.)
Рсут=2103=206 (м/сут)
где nсм – число смен в сутках.
Годовая производительность бурового станка:
Ргод=nгодРсм (3.6.2.27.)
Ргод=300103=30900 (м/год)
Необходимое количество буровых станков (рабочий парк):
(3.6.2.28.)
где Vб – годовой объём бурения, м3/год.
(3.6.2.29.)
( м3/год)
где Vбг – объём пород, подлежащих бурению, м3/год.
Инвентарный парк буровых станков:
Nби=fNбр (3.6.2.30.)
Nби=1,20,9=1 (ед)
где f – коэффициент резерва.