Выбор технологии разрабатываемого шахтного поля

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

Исторически Россия - крупнейшая горнодобывающая страна с наиболее значительными ресурсами недр. Даже с сокращением минерально-сырьевой базы после распада СССР, она занимает ведущие позиции по запасам практически всех основных полезных ископаемых.

Россия является лидером среди 166 горнодобывающих государств по числу добываемых минеральных продуктов.

На базе норильских месторождений добывается более 20% мирового сырья для производства никеля.

Существуют два основных способа разработки рудных месторождений: открытый и подземный.

Открытый способ разработки месторождений полезных ископаемых представляет собой совокупность горных работ, проводимых с земной поверхности с целью добывания разнообразных горных пород и создания различных выемок и котлованов. Горное предприятие, осуществляющее добычу полезных ископаемых открытым способом, называют карьером, а в угольной промышленности - разрезом.

Открытый способ разработки месторождений полезных ископаемых является наиболее производительным, экономичным и безопасным по отношению к подземному способу. Современное мощное горно-транспортное оборудование позволяет вести открытую разработку на глубинах более 600 м.

Цель курсового проекта заключается в определении способа отработки, балансовых запасов месторождения, типа и количества оборудования на основных производственных процессах, параметров буровзрывных работ и расчете объема горно-капитальных работ.

1. Определение способа разработки месторождения

Граничная глубина карьера (Н_Г) для однородного рудного тела может быть определена по формуле:

, (1.1)

где: - граничный коэффициент вскрыши, м³/м³; м³/м³

М - горизонтальная мощность залежи, м; М=320 м

,- углы откоса бортов карьера по висячему и лежачему бокам, град, =42 град, =37 град.

Конечная глубина залегания рудного тела (460 м) меньше предельной глубине карьера, принимается открытый способ отработки рудного тела, т.е. карьером.

2. Подсчет балансовых запасов руды и годовой производительности карьера

Подсчет балансовых запасов, подлежащих выемке открытым способом, определяется исходя из параметров разведанного рудного тела и рассчитанного значения граничной глубины карьера (1.1):

(2.1)

где - длина рудного тела по простиранию, м;

- длина рудного тела вкрест простирания, м;

- мощность наносов, м;

- граничная глубина карьера, м;

- объемный вес руды, т/м³; .

Производственная мощность карьера определяется исходя из экономически целесообразного срока отработки, составляющего 10-15, максимум 20 лет, определяется по формуле:

, (2.2)

где - балансовые запасы месторождения для открытых горных работ, т;

t - экономически целесообразный срок службы карьера, лет; t=20 лет.

Годовая производственная мощность карьера может приниматься по согласованию с потребителями. Принимается производительность равная 5000000 тонн в год. Увеличить (уменьшить) ее можно соответственно увеличивая (уменьшая) количество оборудования на выполнении основных производственных процессов.

3. Определение параметров карьера

Ширина карьера по верху, м

Длина карьера по верху, м

где В_к(нз)=320 м - ширина карьера по низу, м;

L_к(нз)=1560 м - длина карьера по низу, м;

Н_гр - конечная глубина карьера, м;

Объем горной массы в конурах карьера, м

Площадь дна карьера, м²

Периметр дна карьера, м

Объем полезного ископаемого, м³

где S_u=S_к(нз) - площадь залежи в горизонтальной сечении, м²;

Н_u=H_гр-Н_н - высота залежи, м.

Н_u=H_гр-Н_н=460 м - 10 м = 450 м

Объем вмещающих залежи пустых пород в тех же границах, м³

Средний коэффициент вскрыши, м³/м³



Годовая производительная мощность карьера, м³/год по ископаемому

где Q_к =5000000 - годовая производительная мощность, т/год;

_u =3,2 - плотность массива полезного ископаемого, т/м³.

То же по вскрышным породам, м³/год

То же по горной массе, м³/год

Средневзвешенная плотность массива горной массы, т/м³

Масса груза, вывозимая из карьера за год (грузооборот карьера), т/год



Скорость ежегодного понижения горных работ по ископаемому, м/год

Срок существования карьера без учета периода его строительства, лет

Полный срок существования карьера, лет

где Т_с+Т_э=4 -5 лет - период строительства и доработки карьера.

4. Определение параметров буровзрывных работ и выбор бурового и выемочно-погрузочного оборудования

На результаты взрыва большое влияние оказывает величина преодоленного сопротивления на подошве (СПП) - W, которая зависит от диаметра скважин, высоты уступа и углы наклона его откоса, мощности взрывчатого вещества, плотности заряжения.

Величина преодоленного сопротивления по подошве, м

где: - вместимость ВВ на 1 м скважины, кг/м;

d_скв - диаметр скважины, м, 0,269 м (табл.4.1);

? - плотность заряжения взрывчатым веществом, кг/м³. При механизированном заряжении принимать равным 1000 кг/м³;

q_p=0,7 - расчетный удельный расход ВВ, кг/м³;

в - угол наклона скважин к горизонту, град., 90°.

Таблица 4.1. Некоторые параметры станков шарошечного бурения

Марка станка	2СБШ-200	2СБШ -200Н	СБШ-250	СБШ-250МН
Диаметр долота, мм	190; 214	214; 243	243; 269	243; 269
Глубина бурения, м	24	40	34	34
Угол бурения к горизонту, град	90	60, 75, 90	90	60, 75, 90
Осевая нагрузка на долото, кН	0-200	0-200	0-300	0-300
Скорость вращения долота, об/мин	15-316	15-316	81-157	30-152

В расчетах используются характеристики станка шарошечного бурения СБШ-250.

Величина сопротивления по подошве проверяется по условиям безопасного размещения бурового станка на площадке уступа, м

где: h_у=10 - высота уступа, м.

б_у - угол откоса уступа, град. Для рабочих уступов и нерабочих уступов - 60°;

с=2,3 м - минимальное допустимое расстояние от верхней бровки уступа до оси скважины, м.

Обязательное условие

(4.3)

Условие выполняется

Таблица 4.2. Некоторые параметры экскаваторов

Марка экскаватора	ЭКГ - 3,2	ЭКГ - 4,6	ЭКГ - 5	ЭКГ - 8И
Вместимость ковша, м3	2,5; 3,2; 4	4,6	4; 5; 6,3	6,3; 8; 10
Наибольшая высота черпания, м.	9,8	10,3	11	12,5
Радиус черпания на уровне стояния, м.	8,8	10,2	11,2	11,9

Из приведенных в таблице марок экскаваторов наиболее предпочтительным является экскаватор ЭКГ - 4,6.

Длина скважины, м

(4.4)

Длина перебура, м

 (4.5)

Длина забоя, м

(4.6)

Расстояние между рядами скважин в ряду, м

(4.7)

где m=0,8 - коэффициент сближения зарядов в трудновзрываемых породах.

Расстояние между рядами скважин при квадратной сетке их расположения, м

Масса заряда в скважине первого ряда определяется по формуле, кг

Масса заряда в скважине второго ряда, кг



Длина заряда, м

При неудовлетворительной проверке величин заряда по вместимости скважин, принимаются более мощные взрывчатые вещества или изменяется сетка скважин с целью уменьшения расчётной массы заряда.

Возможная длина воздушных промежутков при рассредоточении заряда:

Ширина развала породы после взрывания блока по массиву при однорядном расположении скважин, м

То же при многорядовом расположении скважин



где n_p=3 - количество взрываемых скважин.

Ширина развала породы после взрывания блока по массиву при однорядном расположении скважин, м

где К_в=3 - коэффициент трудности взрывания пород;

К_скв - коэффициент учитывающий угол наклона скважин к горизонту.

Ширина развала породы при многорядовом расположении скважин и короткозамедленном взрывании (КЗВ), м

где К_з - коэффициент дальности отброса породы взрывом, зависящий от интервала замедления, (табл. 4.3.)

Таблица 4.3. Влияние времени замедления на коэффициент К₃.

Время замедления, мс	0	10	25	50	75
Коэффициент К3	1	0,95	0,9	0,85	0,8

Следует применить время замедления равная 10 мс.

Ширина экскаваторной заходки, м

где R_ч - радиус черпания экскаватора, м. (см. табл. 4.2.)

Число заходок экскаватора по развалу (количество экскаваторных заходок)

Минимальная ширина рабочей площадки Ш_рп, необходимой для размещения горно-транспортного оборудования, определится

где В_рзв(м) - ширина развала породы после взрывания блока массива, м;

С = 2.0 м - безопасный зазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой;

Т - ширина транспортной полосы, м. При однополосном движении автосамосвалов Т=6м; при двухполосном Т=11,5м;

Z=3.0 м - ширина площадки безопасности.

Минимальная длина экскаваторного или взрывного блока определяется по условию обеспечения бесперебойной работы экскаватора в течение 7-10 суток.

где n_дн= 7 сут. - оптимальный запас взорванной горной массы;

n_смн=3 смены - число смен работы экскаватора в сутки;

Q_э(смн) - сменная производительность экскаватора в пересчёте на массив породы, м³/смену.

где t_ц=40с - длительность рабочего цикла погрузки экскаватора;

V_квш - ёмкость ковша экскаватора, м³ (см. табл.2.2);

К_э=К_н/К_р - коэффчициент экскавации, учитывающий степень использования ковша экскаватора;

К_н=0,9 -коэффициент наполнения ковша;

К_р = 1.45 - коэффициент разрыхления породы в ковше;

Т_смн(э) = 7 ч - продолжительность рабочей смены экскаватора;

К_и(э)=0,7 - коэффициент использования экскаваторов по времени.

К_э=К_н/К_р=0,9/1,45=0,62

При использовании автомобильного транспорта минимальная длина блока панели составляет до 80-150 м по условиям буровзрывных работ и безопасности движения.

Объем взрываемого блока породы, м³

Необходимое количество ВВ для взрывания блока, кг

Необходимое количество скважин с учетом их вместимости для размещения ВВ в блоке



То же в одном ряду скважин

Суммарно потребная длина скважин для взрывания годового объема горной массы карьера, м/год

где Q_к(гм) - годовая производительная мощность карьера по горной массе;

V_уд - выход горной массы с одного погонного метра взрывной скважины, м³/м.

Выход взрывной горной массы с 1 м скважины, м³/м

где W - сопротивлении на подошве первого ряда, м;

b - расстояние между рядами скважин, м;

a - расстояние между скважинами в ряду, м;

h_у - высота уступа, м;

l_скв - глубина скважин, м.

Годовая производительность станка шарошечного бурения, м/год

где P_ос =240 - осевая нагрузка на шарошечное долото, кН, табл. 3.1.1;

n_об =130 - скорость вращения долота, об/мин, табл. 3.1.1;

Т_смн = 7 ч - длительность рабочей смены бурового станка;

К_и = 0.45 - коэффициент использования бурового станка во времени;

n_смн = 3 - количество рабочих смен бурового станка в сутки;

n_дн = 259 - число рабочих дней бурового станка в календарном году;

П_б = f=14 - показатель трудности бурения пород (коэффициент крепости пород по проф. М.М. Протодьяконову);

d_скв =26,9 - диаметр скважин, см, (табл. 3.1.1).

Необходимое количество рабочих буровых станков

Инвентарный парк станков принимается на 15-20% больше рабочего. Обычно по организационным причинам число рабочих буровых станков на карьере принимается равным рабочему парку экскаваторов.

Годовая производительность экскаватора, м³/год

где n_смн = 3 - число рабочих смен экскаватора в сутки;

n_дн = 259 - число рабочих дней экскаватора в году.

Необходимое количество рабочих экскаваторов

Инвентарный парк экскаваторов принимается на 10-15% больше рабочего.

Расстановка экскаваторов по горизонтам (уступам) осуществляется из расчёта 1-2 единицы на один горизонт при железнодорожном транспорте на карьере и 2-4 - при автотранспорте.

5. Расчет параметров перемещения карьерных грузов с помощью автотранспорта

В работе выбирается выбор типа автосамосвалов БелАЗ-740 на 27 т, БелАЗ-748 на 40 т или БелАЗ-749 на 75 т (табл. 5.1.) и производится расчет перемещения карьерных грузов и рабочий парк автосамосвалов.

Таблица 5.1. Некоторые параметры автосамосвалов

Показатели	БелАЗ-740	БелАЗ-748	БелАЗ-749
Грузоподъемность, т	27	40	75
Масса с грузом, т	21	28	55
Вместимость кузова, м3	15	21	41
Минимальный радиус поворота, м	8,5	10	9
Максимальная скорость движения, км/ч	55	55	60

Число автосамосвалов рассчитывается для каждого экскаватора отдельно. Рабочий парк автосамосвалов устанавливается по условию обеспечения непрерывной работы рабочего парка экскаваторов.

В расчетах используются характеристики автосамосвала БелАЗ-740.

Производительность автосамосвала, т/смен.

где q_ас(фкт) = q_ас(тхн) K_q(а) - фактическая грузоподъёмность автосамосвала, т;

K_q(а) = 0.9 - коэффициент использования грузоподъёмности автосамосвала;

Т_смн = 7 ч - продолжительность смены;

t_рс - длительность одного рейса автосамосвала, ч;

К_и(ас) = 0.75 - коэффициент использования автосамосвала по времени.

q_ас(фкт) = q_ас(тхн) K_q(а)=40 т 0.9=36 т

Продолжительность одного рейса автосамосвала, ч

где t_пгр - время погрузки автосамосвала, ч;

t_дв - время движения автосамосвала с грузом и без груза, ч;

t_рзгр = 0.02 ч - время разгрузки автосамосвала;

t_мнв = 0.03 ч - время манёвров на погрузке и разгрузке.

Время погрузки автосамосвала, ч

где V_а - ёмкость кузова принятого типа автосамосвала, м³; 21 м³;

К_шп = 1.15 - коэффициент, учитывающий погрузку автосамосвала с верхом («шапкой»);

- время цикла экскаватора, с; 40 с;

V_квш - ёмкость ковша экскаватора, м³; 4.6 м³;

К_э - коэффициент экскавации; 0.62.

Время движения

где t_дв(гр) - время движения груженного автосамосвала, ч;

t_дв(пр) - время движения порожнего автосамосвала, ч;

L_а = 1.5 км - расстояние перемещения грузов автосамосвалами;

V_гр = 14 км/ч - скорость движения гружёного автосамосвала;

V_пр = 25 км/ч - то же порожнего автосамосвала.

Количество автосамосвалов, обслуживающих один экскаватор

Для одного экскаватора необходимо 4 автосамосвала.

Необходимое количество работающих автосамосвалов

где n_э(нбх) - необходимое количество рабочих экскаваторов; 8 (4.32).

Рабочий парк автосамосвалов на карьере



где Q_к(смн) - сменный грузооборот карьера, т/смен.

где Q_к(сут) - суточный грузооборот карьера, т/сут; 77585.1 т/сут;

n_смн = 3 смен./сут.

Пропускная способность автодороги, маш/ч

где V'_ас = 14 км/ч - средняя скорость движения автосамосвала по карьерным дорогам;

К_нрм = 0.5 - коэффициент неравномерности движения;

- число полос движения; 2;

L_б 50 м - минимально допустимое безопасное расстояние между следующими друг за другом автосамосвалами; 80 м.

Провозная способность автодороги, т/ч

где f = 1.75- коэффициент резерва.

Возможная провозная способность автодороги удовлетворяет необходимые по заданной производительности условия.

6. Отвалообразование вскрышных пород

Расчет средств механизации бульдозерных отвалов включает определение годовой производительности вскрышных работ П_ВГ, сменной производительности бульдозерного отвала Q_б, типа бульдозера ДЗ, тягового расчета бульдозера, его часовой производительности и числа бульдозеров.

Годовая производительность по вскрыше (м³/год) определяется по выражению

,

где: - годовая производительность карьера по полезному ископаемому, м³ /год;

к_вс =3,45 - коэффициент вскрыши.

Сменная производительность карьера по вскрыше (м³/см)

,

Где К_н=1,3 - коэффициент неравномерности работы карьера по вскрыше, учитывающий пиковые нагрузки;

Т_Г =777 - число рабочих смен в году, зависящее от режима работы карьера.

Сменная производительность (м³/см) бульдозерного отвала определяется по формуле

,

Где к_зав=0,5 - коэффициент заваленности разгрузочной площадки.

Для обеспечения расчетной производительности бульдозерного отвала и определения для этого потребного инвентарного парка бульдозеров, необходимо, прежде всего, произвести выбор типа машины.

Основным критерием при выборе бульдозера является уровень сменной производительности отвальных работ. Чем больше эта производительность, тем более высокий должен быть тяговой класс выбираемого бульдозера.

Для оценки работоспособности бульдозера необходимо произвести тяговой расчет, т.е. выяснить, подходит ли для условий отвальных работ принимаемый тип бульдозера.

Из представленных типов бульдозеров (табл. 6.1) используется бульдозер ДЗ-60ХЛ.

Таблица 6.1. Технические характеристики бульдозеров

Показатели	ДЗ-118	ДЗ-124ХЛ	ДЗ-60ХЛ
Базовый трактор	ДЭТ-250М	Т-330
Тяговый класс трактора, кН	(250)
Тип бульдозера	БН	БН	БП
Управление отвалом:
подъем и опускание	Г	Г	Г
изменение угла резания	ГВ	ГВ	ГВ
изменение угла поперечного перекоса	Г	Г	В
Размеры отвала, мм
высота с козырьком	1550	1880	1420
длина	4310	4860	5480
Угол, градус
установки отвала в плане	-	-	27
резания	551	551	551
поперечного перекоса отвала	12	12	6
Подъем отвала на опорной поверхностью, мм	1070	1780	1110
Опускание отвала ниже опорной поверхности, мм	450	700	790
Скорость подъема/опускания отвала, м/с	0,34/0,45	0,35/0,5
Габариты с базовым трактором, мм
длина	7580	7300	7830
ширина	4310	4860	5480
высота	3215	3600	3524
Угол въезда, градус	22	35	20
Масса, кг
бульдозерного оборудования	4800	7210	6796
общая с трактором	7580	7300	7830

Примечание: 1. БН, БП - бульдозеры с неповоротным и поворотным отвалами, 2. Г - гидравлическое управление. 3. ГВ, В - смешанное гидравлическое и винтовое и только винтовое регулирование положения отвала для изменения угла резания

Объем призмы волочения определяется

,

где:K_n - коэффициент призмы волочения;

L=5,58 - длина отвала, м;

H=1,42 - высота отвала, м, табл. 6.1.

Значение K_n в зависимости от отношения высоты отвала H и его длины L и вида породы приведены ниже:

Отношение H/L	0,15	0,3	0,35	0,4	0,45
Kn
Связанные породы I и II категории	1,45	1,25	1,18	1,1	1,05
Несвязанные породы	0,87	0,835	0,8	0,77	0,67

Расчет производительности бульдозера, рабочего и
инвентарного парка машин для ведения отвальных работ

Теоретическая производительность бульдозера (м³/ч) определяется по следующей зависимости:

,

Где V_в=8 - теоретический объем призмы волочения, м³;

Т_ц - время цикла, равное сумме затрат времени на копание (резание) (t_p), перемещение (t_n), холостой пробег (t_x), технологическое маневрирование (t_T) (подъем или отпускание отвала) и переключение скоростей (t_c), зависящее от соответствующих скоростей V_i движения выемочно-транспортирующей машины на отвале, с.

,

Время резания определится, табл. 6.2

,

где:l_p=8 - длина пути при резании, м;

V_p =0,82- скорость бульдозера при резании, м/с. табл. 6.3.

Время перемещения определится по выражению

,

где:l_n=40 - длина пути перемещения породы бульдозером, м;

V_n =0,82 - скорость перемещения породы, м/с, табл. 6.3.

Таблица 6.2. Продолжительность копания и переключения передач при изменении скорости движения бульдозеров

Тяговый класс бульдозера, кН	Продолжительность копания, с	Продолжительность переключения передач, с
250	8,4	10,2

Таблица 6.3. Средние скорости движения бульдозеров при копании, перемещении с грузом, при движении порожняком и при технологическом маневрировании

Тяговый класс бульдозера, кН	Скорости движения, м/с
	При копании	При перемещении с грузом	При движении порожняком	При технологическом маневрировании
250	0,82	0,82	1,95	1,95

Время холостого пробега t_x т.е. обратного пробега определится

,

где: l_o - длина обратного пробега, м; V_o =1,95- скорость обратного хода, м/с табл. 6.3.

Время технологического маневрирования

,

где:t_o=1,5 - время отпускания отвала, с;

t_пов - время поворота бульдозера (t_пов0 с), с. (при отсутствии поворота).

Время переключения скоростей (передачи), t_c10,2 с.

Техническая производительность (м³/ч) определяется по выражению:

,

где:k_H - коэффициент наполнения теоретического объема призмы волочения;

,

где:d₁ - коэффициент пропорциональности (d₁=0,65 для связанных пород);

L - длина отвала бульдозера, м;

H - высота отвала бульдозера, м; k_p=1,7 - коэффициент разрыхления горных пород.

,

Эксплуатационная сменная производительность (м³/смену) бульдозера при сталкивании породы под откос определяется по выражению

,

где:k_в =0,82 - коэффициент использования сменного времени бульдозеров;

Т_см =7 - время смены, ч/смену.

Сменная производительность бульдозера на планировочных работах (м³/смену).

,

где: F - площадь, спланированная за один проход бульдозера, м²;

L_уч=10 - длина участка, планируемого за один проход, м;

V_б =0,82 - скорость движения бульдозера при планировочных

Работах, табл. 6.3.

t_пов=0 - время поворота бульдозера, с.

Площадь, спланированная за один проход бульдозера (м²)

,

Где L - длина отвала бульдозера, м;

=27 - угол установки отвала относительно продольной оси бульдозера, град.

Число бульдозеров, занятых на укладке породы под откос и планировке в течение смены

,

Где Q_бсм - сменная производительность бульдозерного отвала, м³/смену;

V_s - сменный объем планировочных работ, м^3/смену.

Инвентарный парк отвальных бульдозеров

,

где: _р= 0,8 - коэффициент резерва.

Для осуществления зачистки уступов после взрыва, на каждый горизонт необходимо еще по одному бульдозеру. На начальной стадии для зачистки понадобится 2 бульдозера.

7. Вскрытие месторождений и системы их открытой разработки

Определение основных параметров указанных способов вскрытия, элементов системы разработки, объёмов ГКР, сроков и последовательности их выполнения производится в следующем порядке. Вначале решается вопрос о способе проведения капитальных и разрезных траншей. Определяются их основные параметры: ширина траншей по низу b_вт, глубина заложения h_втр, угол наклона бортов _вт, ширина по верху В_вп. Ширину по низу можно принять 25 м.

Длина въездной (капитальной) траншеи в зависимости от её глубины (h_втр) и угла (i_р = tg) составит, м

где - глубина заложения въездной траншеи, м;

i_р=tg - руководящий уклон. При применении автомобильного транспорта i_р=0,08 (80⁰/₀₀);

- угол наклона траншеи, град;

Объём капитальной траншеи, м³

где - глубина заложения капитальной траншеи (высота уступа), м;

- ширина капитальной траншеи, м, ;

- угол наклона (откоса) бортов капитальной траншеи, град; 70 град (табл. 7.1).

Таблица 7.1 Углы откоса бортов капитальной и разрезной траншей.

Траншея	Углы откоса бортов траншеи (градус) при коэффициенте крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова
	2-4	5-9	10-14	15-20
Капитальная	60	65	70	80
Разрезная	60	70	75	85

Объём разрезной траншеи, м³

где - поперечное сечение разрезной траншеи, м²;

где: - ширина разрезной траншеи, м;

- глубина разрезной траншеи, равная высоте уступа, м;

- угол наклона бортов разрезной траншеи, град.

- длина разрезной траншеи, м.

Длина разрезной траншеи при вскрытии нижнего (-2h_у) горизонта определяется длиной экскаваторного блока, на вышележащем (-1h_у) горизонте определяется в соответствии с чертежом «План карьера на момент окончания строительства»

где L_бл - длина экскаваторного блока; м; 125.7 м.

.

,

Объём разноса борта разрезной траншеи при однобортовой системе разработки, м³

где -длина разрезной траншеи, м³;

- минимальная ширина рабочей площадки, м; 53.3м.

Максимально возможное число рабочих горизонтов (уступов) в продольных системах разработки при минимальных рабочих площадках

где В_к(срд) - средняя ширина карьера, м;

Ш_рп(min)=53,3 - минимальная ширина рабочей площадки, м (см. формулу 4.20);

h_у = 10 - высота уступа, м;

_у = 60° - угол наклона рабочего уступа массива пород.

Фактическое количество рабочих горизонтов n_у(фкт) по необходимому количеству экскаваторов и расстановка их по уступам могут быть и меньше рассчитанного по формуле 7.6.

В этом случае фактическая ширина рабочей площадки, м

Число рабочих горизонтов на момент окончания строительства карьера:

,

Угол откоса рабочего борта карьера, град



Средняя длина фронта работ рабочего уступа, м

где L_к(врх) = 300,73- длина карьера по верху, м;

L_к(нз) =125,73 - длина карьера по низу, м.

Средняя скорость подвигания фронта работ по обеспечению заданной производительности карьера по горной массе, м/год

где Q_к(гм) - годовая производственная мощность карьера по горной массе, м³/год;

n_у(фкт) - фактическое количество рабочих горизонтов;

Q_э(гд) - годовая производительность экскаватора, м³/год;

n_э(нбх) - необходимое количество рабочих экскаваторов;

h_у - высота рабочего уступа.



С другой стороны эта же скорость подвигания фронта работ по геометрическим построениям для обеспечения угла откоса рабочего борта карьера _р, м/год

где V_пи(гд) - скорость ежегодного понижения горных работ по ископаемому, м/год (см. формулу 3.16);

_р - угол откоса рабочего борта карьера, град;

_у=140 - угол направления углубления горных работ, град.

Основным условием нормальной работы карьера заданной производительности является

Основное условие выполняется

Таблица 7.2. Параметры основных элементов системы разработки

Индекс	Наименование параметра	Значение
hу	Высота уступа, м	10
Lбл	Длина экскаваторного блока, м	125,7
Швзр.бл	Ширина экскаваторного блока, м	21
Шрп(min)	Минимальная ширина рабочей площадки, м	53,3
Шрп(фкт)	Фактическая ширина рабочей площадки, м	48
р	Угол откоса рабочего борта карьера, град	10,5
nу(взм)	Возможное число рабочих уступов	2
nу(фкт)	Фактическое число рабочих уступов	2
Vиск(_Д)	Скорость понижения работ по ископаемому, м3/год	4
Vф(гм)	Скорость подвигания фронта работ (факт.), м3/год	1142
V`ф(гм)	То же (расчёт.), м3/год	17
Lф(у)	Длина фронта работ уступа, м	304,5

По данным приведенных в таблице 7.2 выбирается система разработки. Для данного месторождения наиболее подходящим является углубочная продольная однобортовая система разработки.

Выбор такой системы разработки обуславливается тем, что горно-подготовительные работы ведутся как в период строительства, так и при эксплуатации карьера для создания фронта добычных и вскрышных работ. В состав горно-подготовительных работ в эксплуатационный период входит вскрытие и нарезка новых рабочих горизонтов.

Таблица 7.3 График строительства карьера

Наименование выработок и горизонтов	Объем выработок, тыс. м3	Месячная производительность экскаватора, тыс. м3	Месяцы
			1	2	3	4	5	6
ВТ-1	34,28	112,5
РТ-1	132,33	112,5
РБРТ-1	628,32	450
ВТ-2	34,28	112,5
РТ-2	34,79	112,5
РБРТ-2	67,03	450
931

Заключение

В процессе выполнения курсового проекта были решены следующие задачи:

- произведен анализ способа разработки;

- выбрана и обоснована система разработки месторождения;

- обоснована схема вскрытия месторождения и произведены расчёты основных вскрывающих выработок;

- определены запасы месторождения и производительная мощность карьера;

- определены производительность оборудования и параметры основных технологических процессов;

После определения способа разработки были подсчитаны балансовые запасы, производительная мощность и срок существования карьера. По данным подсчета производительная мощность карьера составляет около 36 млн.т. в год. Но из-за недостатка уровня спроса на руду, производственная мощность принимается в пределах 5 млн. т. в год.

Учитывая масштаб горных работ, принятую производительную мощность, физико-механические свойства горного массива, горно-геологические свойства определяется тип и количество оборудования на основных производственных процессах. При проведении буровзрывных работ для бурения скважин в горном массиве используются 8 буровых станков шарошечного бурения СБШ-250. Для погрузки отбитой массы используется 8 экскаваторов ЭКГ-4,6. Для транспортировки массы на каждый экскаватор приходится по 4 автосамосвала БелАЗ-740. На отвальных работах применяются 4 бульдозера ДЗ-60ХЛ.

Вскрытие рудного тела производится системой общих парных капитальных траншей комбинированного заложения. Первый горизонт вскрывается внешними траншеями, второй - внутренними.

Выбрана углубочная система разработка с продольным однобортовым продвиганием фронта работ.

Предлагаемый технологический комплекс обеспечивает заданную производительную мощность карьера и безопасность ведения горных работ. Параметры технологических процессов увязаны между собой как в пространстве, так и во времени.

месторождение буровзрывной горный

Список использованной литературы

1. Ржевский В.В. Открытые горные работы. Часть I, - М.: Недра, 1985. - 509 с.

2. Трубецкой К.Н., Краснянский Г.Л., Хорнин В.В., Коваленко В.С. Проектирование карьеров: Учебник - 3-е изд., перераб. - М.: Высш. шк., 2009. - 694 с.

3. Романько Е.А. Основы горного дела: Практикум для студентов специальности 130402 «Маркшейдерской дело» очной и заочной форм обучения. Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГТУ», 2008. - 110 с.

4. Доможиров Д.В., Романько Е.А., Романько А.Д. Основы горного дела: метод. указ. и задания по выполнению курсового проекта для студентов специальности 130402 «Маркшейдерское дело» очной и заочной форм обучения. Магнитогорск: МГТУ, 2008. - 70 с.

Размещено на Allbest.ru