Расчет запасов полезного ископаемого, объемов вскрыши, размеров и производительности карьера

Размещено на http://www.allbest.ru/

[Введите текст]

Исходные данные

Обозначение	Наименование	Значение	Размерность
hн	Мощность наносов	30	м
М	Мощность рудного тела	100	м
в	Угол падения пласта	48	град
L	Длина рудного тела	350	м
Нк	Глубина карьера	180	м
Ппи	Производительность карьера по Пи	0,7	млн.т./год
И	Угол погашения бортов	36	град
гпи	Плотность ПИ	3,1	Т/м3
гв	Плотность вскрышных пород	3,0	Т/м3
усж	Предел прочности пород на сжатие	150	Мпа
усдв	Предел прочности пород на сдвиг	40	Мпа
ур	Предел прочности пород на растяжение		Мпа
	Категория пород по взрываемости		-



Расчет запасов полезного ископаемого, объемов вскрыши, размеров и производительности карьера

При равнинном рельефе, наклонном или крутом падении залежи объем горной массы в контурах карьера (Vк, м3) определяется как сумма объемов простых геометрических фигур:

= 6,3+20,1+11,6 = 38 млн м3

= 350*100*180 = 6,3 млн м3,

= (350+100)*1802*ctg 36o = 20,1 млн м3,

= = 11,6 млн м3.

где V1 - объем призмы с основанием S = LM, м2;

S - площадь дна карьера, м2;

L - длина залежи по простиранию, м;

M - горизонтальная мощность залежи, м;

- средний угол погашения бортов карьера;

V2 - суммарный объем призм треугольного сечения вдоль сторон карьера;

V3 - суммарный объем частей расчлененного конуса в угловых участках карьера, м3.

Длина карьера по верху (Lк, м)

= 350+2*180* ctg 36o = 845 м.



Ширина карьера по верху (Bк, м)

= 100+2*180* ctg 36o = 595 м.

Объем полезного ископаемого в контурах карьера (Vп.и, м)

= 350*100*(180-30) = 5,3 млн м3,

где hн - мощность наносов, м.

Промышленные запасы полезного ископаемого в контурах карьера (Qп.и., т)

= 5,3*3,1*0,95 = 15,6 млн т,

где ги - коэффициент извлечения полезного ископаемого, учитывающий потери при разработке.

Объем пустой породы (вскрыши) в контурах карьера (Vп, м3)

= 38-5,3 = 32,7 млн м3.

Средний коэффициент вскрыши (Kср, м3/т)

= = 2,096 м3/т.

Годовая производительность карьера по вскрыше (Пв, м3/год)



= 0,7*2,096*1,1 = 1,614 млн м3/год,

где Пп.и - заданная производительность карьера по руде, т/год;

Kн - коэффициент неравномерности выемки вскрыши по годам.

Производительность карьера по горной массе (Пг.м, м3/год)

= 0,7* +1,614 = 1,8 млн м3/год.

Срок службы карьера (лет)

= +1,5 = 23,8 года,

где Тс и Тз - время на освоение и затухание проектной мощности карьера соответственно. Принимается 1,5 года.

Сменная производительность карьера по добыче руды (, т/смену), вскрыше (, м3/смену) и горной массе (, м3/смену)

= = 972 т/смену,

= = 2,241 м3/смену,

= = 2500 м3/смену.

где Тг - принятое число рабочих дней в году;

nсм - количество рабочих смен в сутки.



Расчет производительности и парка карьерных экскаваторов

Расчет годовой эксплуатационной производительности экскаваторов выполняется в следующей последовательности:

Часовая техническая производительность в м3/ч

,

где Е - вместимость ковша, м3;

tц.э - длительность цикла экскавации, с;

kэ - коэффициент экскавации.

,

где kн - коэффициент наполнения ковша;

kр - коэффициент разрыхления породы в ковше экскаватора.

= 17+27+2,5 = 46 с,

где - длительность черпания, с;

=



где dcp - расчетный рациональный средний размер куска в развале горной массы, м;

= = 0,7 м,

tп - длительность поворотов экскаватора на разгрузку и черпания, с;

=

где в - угол поворота экскаватора от центра забоя до места установки автосамосвала под погрузку.

tp - время на разгрузку ковша, с. Для расчетов принимается в зависимости от вместимости ковша:

при Е = 1ч3 м3 tp = 1,5ч2,5 с;

при Е = 3ч10 м3 tp = 2,5ч2,7 с;

при Е > 10 м3 tp = 2,9ч3,5 с.

Тогда техническая производительность экскаватора составит:

.

Сменная производительность экскаватора, м3/смену

= м3/смену

где Тсм - принятая продолжительность смены, ч;

kи - коэффициент использования экскаватора в течение смены.



Годовая производительность экскаватора, м3/год

= 2406,4*3*240 = 1732,6 тыс м3/год,

где nсм - количество рабочих смен в году.

Потребный парк экскаваторов на расчетный объем погрузки горной массы, шт.

= = 1,03 = 2 шт, (2.9)

в том числе потребное количество экскаваторов на руде (Nр) и вскрыше (Nв) составит, соответственно:

= = 0,13 = 1 шт

= = 0,93 = 1 шт

Определение параметров буровзрывных работ

Определение параметров скважины:

а) диаметр скважины (dс, мм)

= 243*1,02 = 249 мм,

где dс - диаметр долота, мм;

kразб - коэффициент разбуривания, принимается в зависимости от заданной крепости пород f:

f = 0,1усж	2	4	6	8-10	12-14	16
kразб	1,00	1,05	1,04	1,037-1,031	1,030-1,021	1,02

б) длина перебура (lпер, м)

= 0,25*11 = 2,8 м,

где kпер - коэффициент перебура, принимается в зависимости от взрываемости пород.

Категория по взрываемости	I	II	III	IV	V
kпер	6-8	8,1-10	10,1-12	12,1-14	14,1-16

в) длина скважины

= 15+2,8 = 17,8 м,

где hу - высота уступа, м.

Определяется длина сплошного заряда:

а) минимальная длина забойки (м)

= 19*0,25 = 4,8 м,

где dз - диаметр заряда (dз = dс ), м.



б) допустимая длина заряда в скважине (м)

= 17,8 - 4,8 = 13 м,

В качестве ВВ принимаем Граммонит 79/21.

Расчетный расход принятого ВВ (, кг/м3):

= 0,90*1*1,16*1 = 1,04 кг/ м3,

где qэ - эталонный удельный расход ВВ;

kВВ - коэффициент учитывающий тип принятого ВВ;

kд - коэффициент, учитывающий диаметр скважины;

kб - коэффициент, учитывающий угол наклона заряда (при вертикальном заряде kб = 1, при наклонном заряде kб = 0,93 ч 0,95).

Величина преодолеваемой линии сопротивления по подошве уступа (W, м)

= = 6 м

где Р - удельная вместимость скважины, кг/м;

= 7,85*2,52*0,95 = 46,6 кг/м,

где Д - плотность заряда в скважине, кг/дм3.

dc - диаметр скважины, дм.



Проверяется выполнение условия

, (3.10)

где Wmin - минимально необходимая величина W, определяемая из условия расположения бурового станка на безопасном расстоянии Z от верхней бровки уступа, м;

= 15 * ctg 75о +2 = 6 м,

,

где бр - угол откоса рабочего уступа;

бу - угол устойчивого откоса уступа.

Определяется расстояние между скважинами в ряду и между рядами скважин, параметры развала взорванной породы (высота и ширина), выход взорванной горной массы с 1 пог. м скважины.

Расстояние между скважинами в ряду (а, м)

= = 6,5 м,

где Qз - масса заряда в скважине, кг

= 46,6*13 = 605,8 кг.



Величина а проверяется по допустимому коэффициенту сближения скважин m из условия:

.

Условие выполняется.

Ширина развала от первого ряда скважин (, м)

= 0,9*2,5*15*= 34,4,

где kз - коэффициент дальности отброса породы, зависящий от принятого интервала замедления (ф, мс) между скважинами в ряду.

= 24 мс,

Определим расстояние между рядами скважин (b, м) по формуле

= = 5,4 м,

где kу - коэффициент увеличения удельного расхода ВВ во втором и последующих рядах. Его величина зависит от трещиноватости пород. Принимается: для I-III категорий по трещиноватости kу = 1,05ч1,10; для IV-V категорий kу = 1,10ч1,1.



Определим ширину развала (В).

В курсовом проекте количество взрываемых рядов скважин принимается np = 2ч4. Ширина развала (Вр, м) определяется из выражения

= 34,4+(3-1)*5,4 = 45,2 м.

Ширина взрывного блока (Швб, м)

= 6+(3-1)*5,4 = 16,8.

Выход взорванной горной массы с 1 пог. м длины скважины (qг.м, м3/м) определяется по формуле

= = 30,7 м3/м.

Расчет производительности и парка буровых станков

Расчет парка шарошечных буровых станков осуществляется в следующей последовательности.

Скорость бурения выбранного типа станка в заданных условиях

= 6,6 м/ч

где Ро - оптимальное осевое усилие определяется по формуле



=0,800*15,47*24,3 = 300,7 кН,

где k - коэффициент, зависящий от Пб;

Пб	8	10	12	14	16	18
k	0,700	0,725	0,750	0,775	0,800	0,825

dд - диаметр долота, см;

Пб - показатель буримости пород. Определим по исходным данным из выражения

= 0,07(150+40) + 0,7*3,1 = 15,47.

nв - оптимальная частота вращения бурового става, мин.-1.

Определяется сменная производительность станка (, м/смену)

= = 37,1 м/смену,

где Тсм, Тпзо, Тр - длительность смены, подготовительно-заключительных операций и ремонтов, соответственно, ч. Принимается Тпзо = 0,5 ч; Тр = 0,3ч0,6 ч;

tв - затраты времени на вспомогательные (спуско-подъемные) операции в расчете на 1 м пробуренной скважины, ч. Принимается tв = 0,03ч0,05 ч.

Годовая производительность станка (, м/год)



= 37,1*3*350 = 38955 м/год,

где Nсм, Nсут - количество рабочих смен в сутки и количество рабочих дней в году, соответственно.

Потребный парк буровых станков (Nб, шт.)

= = 1,5 = 2 шт,

где Пг.м - годовая производительность по горной массе, м3/год;

qг.м - выход горной массы с 1 п.м скважины, м3/м.

карьер буровой станок вскрыша

Расчет парка автосамосвалов

Выбор модели автосамосвала осуществляется с таким расчетом, чтобы загрузка осуществлялась за 3-5 циклов экскавации. Т. к. Е = 8 м3, то Vа = 24 ч 40, тогда рациональным является использование модели БелАЗ-7549, грузоподъёмностью 80 т. Расчет потребного количества автосамосвалов производится в следующей последовательности.

Для принятого автосамосвала рассчитывается количество загружаемых ковшей (nк, шт.):

а) исходя из грузоподъемности автосамосвала

= = 5,7;



б) с учетом вместимости кузова автосамосвала

= = 4,9;

где qa, Va - соответственно, грузоподъемность и вместимость кузова автосамосвала, т и м3;

Е - вместимость ковша экскаватора, м3;

г - плотность породы, т/м3;

kн и kр - соответственно, коэффициент наполнения ковша и разрыхления породы в ковше экскаватора.

Из значений и выбирается меньшее кратное 1 или 0,5. Следовательно принимаем = 4,5 шт.

Масса груза в кузове автосамосвала (т)

= = 62,7 т.

Перегруз автосамосвала должен быть не более 10 %, т. е.

q = 62,7 ? 1,1qa = 88 т

Условие выполняется.

Сменная производительность автосамосвала (т/смену):

= = 1137 т/смену,



где Np - количество рейсов в течение смены;

Тсм - длительность смены, мин.;

tц - время транспортного цикла (рейса), мин.;

kи - коэффициент использования сменного времени, принимается kи = 0,9ч0,93.

Длительность рейса определяем как сумму составляющих цикла (мин.)

= 3,45+1,38+17,45+0,64+0,69+1 = 24,6 мин,

где - соответственно, продолжительность погрузки автосамосвала, ожидания погрузки в забое, движения в грузовом и порожнем направлении, маневров на погрузку и при разгрузке, времени разгрузки, мин.

= = 3,45 мин,

где tц.э - время цикла экскавации, сек.

Принимается to ? (0,3ч0,5)tп = 0,4*3,45 = 1,38 мин.

= 17,5 мин, (5.8)

где L - расстояние транспортирования, км;

vср.т - среднетехническая скорость движения по трассе.

tмп = 0,64 мин;

tмр = 0,69 мин;

tр = 1 мин.



Рабочий парк автосамосвалов (шт.) определяем из соотношения

= = 7,49 = 8 шт,

где kн = 1,1 - коэффициент неравномерности сменных объемов карьера по вывозке горной массы.

Nар, рассчитанный по объемам вывозки и производительности автосамосвала не должен быть существенно выше парка, определенного с учетом количества автосамосвалов, необходимых для обеспечения бесперебойной работы одного экскаватора, т. е.

= 2*= 10 шт,

где Nг.м - парк экскаваторов.

Инвентарный парк автосамосвалов (шт.) рассчитываем с учетом затрат времени на ремонты с помощью коэффициента технической готовности (kт.г, шт.) по формуле

= = 14,1, (5.11)

где kт.г - коэффициент технической готовности..

= = 116 км,



при таком значении = 0,85

где kо = 1,05 - коэффициент нулевого пробега (от гаража и обратно).

Отвалообразование при автомобильном транспорте вскрыши

Проектирование параметров отвала.

Требуемая площадь под отвал (So, м2):

= = 4218 тыс м2,

где Vп - объем вскрыши, складируемой в отвал за срок службы карьера, м3;

- коэффициент разрыхления породы в отвале. Для скальных пород = 1,12ч1,20, полускальных - = 1,06ч1,12, рыхлых = 1,05ч1,07;

nя - количество ярусов;

hя - высота яруса, м. Принимается: для скальных пород 30-60 м, полускальных - 20-40 м, рыхлых - 15-20 м;

зо - коэффициент использования площади отвала. Принимается: для одноярусных отвалов зо = 0,8ч0,7; для многоярусных - зо = 0,6ч0,5.

Размеры отвала в плане: длину (Lo) и ширину (Во), принимаем в соотношении B:L = 1:2, тогда = = 2905м.

B = 2905/2 = 1452 м.

Проектирование отвального фронта работ.

Отвальный фронт предусматривает три участка: разгрузки, планировки и резервный. Резервный участок предусматривается на случай невозможности по какой-либо причине использовать участок разгрузки.

Длина участка разгрузки (Lp, м) зависит от количества одновременно разгружающихся автосамосвалов, то есть

= 2*50 = 100 м,

где lп - ширина полосы маневрирования одного автосамосвала при разгрузке, м. Для автосамосвалов грузоподъемностью - 80-130 т lп = 50ч60 м.

Nа.о - количество одновременно разгружающихся самосвалов, шт.

= = 1,43 = 2 шт,

где tp, tм.р - соответственно, продолжительность разгрузки и маневровых операций при разгрузке, мин.

No - количество автосамосвалов, прибывающих на разгрузку в течение часа, шт.

= = 51 шт,

где - сменная производительность карьера по вскрыше, м3/см;

гв - плотность вскрышных пород, т/м3;

Тсм - продолжительность смены, ч;

q - масса груза в кузове автосамосвала, т .

Общая длина фронта отвальных работ (Lобщ):

Lобщ = 3Lр= 3*100 = 300 м.

Определяем объем работ для бульдозера и необходимое их количество для работы на отвале (Nб, шт.).

= = 3,9 = 4 шт,

где kзав - коэффициент заваленности. Учитывает количество породы, сбрасываемой под откос отвала при разгрузке автосамосвала и остающейся для последующего бульдозерования.

Пб - сменная производительность выбранного бульдозера, м3/смену.

Расчет углов откоса рабочего и нерабочего бортов карьера

Угол откоса рабочего борта определяем в следующей последовательности.

Высота рабочего борта карьера (Нр.б, м)

= 15*4 = 60 м,

где Ну - высота уступа, м;

ny - количество рабочих уступов.

Определяем ширину рабочей площадки при погрузке горной массы в автомобильный транспорт (Шр.п, м)

= 45,2+2,5+14,5+2+2+6 = 72 м.

где Вр - ширина развала породы, м;

С - безопасный зазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой (2-3 м);

Т - ширина транспортной полосы (проезжей части временной автодороги при двух полосном движении), м, (прил. 13);

S - безопасное расстояние (1,5-2,0 м) от транспортной полосы до призмы обрушения;

Z - ширина призмы обрушения, м;

Шв.б - ширина взрывного блока, м;

Горизонтальное заложение откоса рабочего борта

= 15*ctg 75o*4+72*(4-1) = 232 м.

Найдем тангенс угла рабочего борта карьера (ц)

= 60/232 = 0,259.

Тогда величина угла рабочего борта

ц = arctg (tg ц) = 14,5o.

Определение угла откоса нерабочего борта. Найдем высоту нерабочего борта карьера (Нн.б, м)

= 15*4 = 60 м ,

Рассчитаем горизонтальное проложение откоса нерабочего борта:

= 4*(15*ctg70+15)+(4-1)*9 = 109 м,



где bc - ширина съезда, м;

bб - ширина бермы безопасности, м (bб = 8ч10 м).

Определяется тангенс угла нерабочего борта карьера (г)

= 60/109 = 0,55. (7.8)

Величина угла откоса нерабочего борта

= 29о. (7.9)

Показатели проекта

В разделе приводится таблица основных технико-экономических показателей, полученных в результате расчетов и сведенных в следующие группы.

Параметры горных работ:

Промышленные запасы в контурах карьера: Qпи = 239,4 млн т.

Объем вскрыши в контурах карьера: Vп = 159,95 млн м3.

Средний коэффициент вскрыши: Кср = 0,67 м3/т.

Производительность карьера по ПИ: Ппи = 7,5млн т/год.

Производительность карьера по вскрыше: Пв = 6,0 млн м3/год.

Производительность карьера по горной массе: Пгм = 8,4 млн м3/год.

Срок службы карьера; Тсл = 33,4 г.

Принятое основное оборудование и парк:

Буровые станки: СБШ-250 МН.

Экскаваторы: ЭКГ-8.

Автосамосвалы: БелАЗ 7549.

Бульдозеры на отвале: ДЗ-118.

Основные показатели БВР:

Тип ВВ: Граммонит 79/21.

Удельный расход ВВ: 1,04 кг/м3..

Выход горной массы: 30,7 м3/м

Ширина развала: 45,2 м.

Сетка скважин: 6,5Ч5,4 м Ч м.

Основные показатели экскавации:

Производительность экскаватора: 2406 м3/см;

Основные показатели транспорта:

Производительность автосамосвала: 1107 т/см;

Основные показатели отвальных работ:

Отвальная площадь: So= 4218 тыс м2.

Высота яруса отвала: hя=40 м.

Число ярусов: n=2.

Список использованной литературы

1. Н.В. Мартынов, Ю.В. Стенин Методические указания по выполнению курсового проекта по дисциплине «Основы горного дела» Екатеринбург, УГГУ, 2010 г.

2. Ю.И. Лель, Ю.В. Стенин Технологические расчеты параметров и процессов открытых горных работ: руководство по выполнению лабораторных работ. Екатеринбург, УГГУ, 2010 г.

3. Хохряков В.С. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых. М.: Недра, 1991.

Размещено на Allbest.ru