Технологии открытых горных разработок
Оглавление. 1
1.Определение параметров
карьера. 2
2.Подготовка горных 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
Список используемой
литературы: 28
Параметры карьера
определяются из его геометрических размеров в поперечном и продольном разрезах
Граничная глубина
открытой разработки, соответствующая максимальной глубине карьера () по проекту [1,c.10].
где - граничный коэффициент вскрыши,
-
горизонтальная мощность залежи ископаемого, м;
-
ширина карьера по низу, м;
-углы
откоса устойчивых бортов карьера, град[2,c10].
где -стоимость
добычи 1 м полезного ископаемого подземным
способом ,р/м;
С-
стоимость добычи 1 м полезного ископаемого
открытым способом, р/м;
С-стоимость
удаления 1 м вскрышных пород, р/м.
=.
Ширина карьера по
верху, м
Длина карьера по
верху, м
где -среднее значение угла наклона
устойчивых нерабочих бортов карьера, град
= град.
=275+2*287*ctg38=1009,7 м;
=1100+2*287*1,28=1834,7
м.
Объем горной массы в
контурах 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 полезного
ископаемого, м
,
где -площадь залежи в ее горизонтальном
сечении, м;
-высота
залежи, м.
=287-45=242
м
=237462,5*242=57465925
м
Объем вмещающих залежи
пустых пород в тех же границах, м
211668188,3-57465925=154202263,3
м
Средний коэффициент
вскрыши, м/ м[2,c.8]
=
Годовая
производственная мощность карьера, м/год по ископаемому
где -годовая производственная мощность
карьера, т./год;
-плотность
массива ископаемого, т/ м;
= м/год
То же по вскрышным
породам, м/год
=2.68*
=4729411,8 м/год
То же по горной массе, м/год
=1764705,9+4729411,8=6494117,7
м/год
Средневзвешенная
плотность 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 ежегодного
понижения горных работ по ископаемому, м /год
= м /год
Срок существования
карьера без учета периода его строительства, лет
Полный срок
существования карьера, лет
где =4-5 лет-период строительства и
доработки карьера.
=33+5=38
лет
На результат взрыва
большое влияние оказывает величина W, которая зависит от диаметра скважин, высоты уступа и угла наклона его
откоса, мощности ВВ, плотности заряжания.
Величина
преодолеваемого сопротивления по подошве(СПП)
где р=0,785*-вместимость ВВ на 1 м скважины, кг/м;
d- диаметр скважины, м;
-плотность
заряжания скважины ВВ, кг/ м;
=0,60,9-расчетный удельный расход ВВ, кг/ м;
-угол
наклона скважин, град.
41,7 кг/м.
W=(0,9*(41,7/0,7)½)/sin90=6,95
Величина сопротивления
по подошве проверяется по условиям безопасного размещения бурового станка на
площадке уступа, м;
где =10-15-высота уступа, м ;
-угол
откоса уступа, град;
с≥3м-минимальное
допустимое 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 забойки
скважины, м
Расстояние между
скважинами в ряду, м
м,
где m – коэффициент сближения зарядов в
пределах:
m = 0,6 - 0,8 – в трудно взрываемых
породах;
Расстояние между
рядами скважин при шахматной сетке их расположения, м
4,25.
Масса заряда в скважине
первого 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 скважине
второго ряда, кг
175 кг,
где b – расстояние между рядами, м.
Длина заряда, м
5,8 м,
где Р – вместимость 1 м
скважины, кг/м.
Ширина взрывного блока
при однорядном расположении скважин, м
6,63
м.
То же, при многорядном
расположении скважин, м
12м,
где nрд – количество взрываемых рядов
скважин.
Ширина развала породы
после 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 трудновзрываемых
пород;
Кскв =1 –
коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту.
Ширина развала породы
при 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 10
25 50 75
Кз – 1 0,95 0,9
0,85 0,8
Ширина экскаваторной
заходки, м
19
м,
где Rry – радиус черпания на уровне стояния,
м.
Число проходов
экскаватора по развалу (количество экскаваторных заходок)
Минимальная длина
экскаваторного или взрывного блока определяется по условию обеспечения
бесперебойной работы экскаватора в течение 15-30 суток.
945м,
где nдн = 15-30 сут. – оптимальный запас взорванной
горной массы;
nсмн = 3 смены – число смен работы
экскаватора в сутки;
1512
м3/смен,
где tц = 40 с – длительность рабочего цикла погрузки
экскаватора, 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 взрываемого
блока породы, м3
113400 м3.
Необходимое количество
ВВ для взрывания блока, кг
79380 кг.
Необходимое количество
скважин с учетом их вместимости для размещения ВВ в блоке
326
То же, в одном ряду
скважин
163
Суммарно потребная
длина скважин для взрывания годового объема горной массы карьера, м/год
323529 м/год,
где Qк(гм) – годовая производственная мощность
карьера по горной массе;
Vуд – выход горной массы с одного
погонного метра взрывной скважины, м3/м.
Выход взорванной горой
массы с 1 м скважины. м3/м
24 м3/м
где Wб– сопротивление по подошве первого ряда, м;
nрд – количество взрываемых рядов
скважин;
b – расстояние между рядами скважин,
м;
a – расстояние между скважинами в
ряду, м;
hy – высота уступа, м;
Lскв – глубина скважин, м.
Годовая
производительность станка шарошечного бурения, м/год
26450 м/год
где Pос – осевая нагрузка на шарошечное
долото, 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 смен
бурового станка в сутки;
nдн = 247-259 дн. – число рабочих дней
бурового станка в календарном году;
Пб = f – показатель трудности бурения
пород;
dскв – диаметр скважин, см.
Необходимое количество
рабочих буровых станков
15
Инвентарный парк станков
принимается на 15-20% больше рабочего. Обычно по организационным причинам число
рабочих буровых станков на карьере принимается равным рабочему парку экскаваторов.
Поскольку выбор типа
экскаватора и расчет его сменой производительности произведены, здесь
рассчитывается только годовая производительность экскаватора, м3/год
1134000 м3/год
где nсмн = 3 смены – число рабочих смен
экскаватора в сутки;
nдн = 247 – 259 дн. – число рабочих дней
экскаватора в году.
Необходимое количество
рабочих экскаваторов
9
Инвентарный парк
экскаваторов принимается на 10-15% больше рабочего.
Расстановка экскаваторов
по горизонтам (уступам) осуществляется из расчета 1-2 единицы на один горизонт
при железнодорожном транспорте на карьере и 2-4 – при автотранспорте.
Число автосамосвалов
рассчитывается для каждого экскаватора отдельно. Рабочий парк автосамосвалов
устанавливается по условию обеспечения непрерывной работы рабочего парка
экскаваторов. Принимаем БелАЗ 548,грузоподъемностью 40 тонн.
Производительность
автосамосвала, т/смен.
,
где -фактическая грузоподъемность
автосамосвала, т;
-техническая
грузоподъемность автосамосвала, т[2, c124];
=0,85-0,9-коэффициент
использования грузоподъемности автосамосвала;
=7ч-продолжительность
смены;
-длительность
одного рейса автосамосвала, ч;
=0,75-коэффициент
использования автосамосвала по времени.
Продолжительность одного
рейса автосамосвала, ч
=,
где
-время
погрузки автосамосвала, ч
-время
движения автосамосвала с грузом и без груза,ч
=0,02ч-время
разгрузки автосамосвала;
=0,03ч-время
маневров на погрузке и разгрузке.
Время погрузки
автосамосвала,ч
где
-ёмкость
кузова принятого типа автосамосвала, м³;
=1,1-1,15-коэффициент,учитывающий
погрузку автосамосвала с верхом
-коэффициент
экскавации.
Время движения
где
=1,5
км-расстояние перемещения грузов автосамосвалами;
=14км/ч-скорость
движения груженого автосамосвала;
=25
км/ч-то же порожнего автосамосвала.
Количество автосамосвалов,
обслуживающих один экскаватор
Необходимое количество
работающих автосамосвалов
где
-необходимое
количество рабочих экскаваторов.
Рабочий парк
автосамосвалов на карьере
,
где -сменный грузооборот карьера, т/смен
=
,
где -суточный грузооборот карьера, т/сут
=3смен/
сут.
Пропускная способность
двухполостной автодороги, маш/ч
где =14км/ч-средняя скорость движения
автосамосвала по карьерным дорогам;
=0,5-0,8-
коэффициент неравномерности движеня;
≥50
м-минимально допустимое безопасное расстояние между следующими друг за другом
автосамосвалами.
Провозная способность
автодороги.т/ч
где =1,75-2-коэффициент
резерва.
Необходимая пропускная
способность однополосной автодороги, маш./ч
При транспортировании вскрыши на отвал автосамосвалами
применяется бульдозерное отвалообразование. Процесс отвалообразования в этом
случае включает разгрузку автосамосвалов на верхней площадке отвального уступа,
перемещение пород под откос уступа, планировку поверхности отвала, ремонт и
содержание автодорог.
Заполнение отвала осуществляется периферийным или площадным
способом. В первом случае автосамосвалы разгружаются по фронту работ прямо под
откос (при устойчивых отвалах) или на расстоянии 3-5 м от откоса. Затем порода
бульдозерами перемешается под откос. Бульдозерный отвал в этом случае
развивается в плане. При площадном способе автосамосвалы разгружаются по всей
площади отвала. Поверхность отвала планируется бульдозерами, а затем
укатывается катаками. После этого отсыпается следующий слой и т.д. Бульдозерный
отвал в этом случае развивается по вертикали. Более экономичным является
периферийный способ, при котором меньше планировочных и дорожных
работ. Площадный способ используется редко (в основном при
складировании малоустойчивых мягких пород).
При периферийном способе, для безопасности, у верхней бровки
уступа отвала устанавливаются деревянные или металлические упоры для задних
колес автосамосвалов (иногда вместо упоров насыпают вал породы высотой 0,5-0,8
м и шириной 2-2,5 м).
Кроме того, поверхность бульдозерного отвала должна иметь
уклон 4 —5° в сторону центра отвала.
Высота бульдозерных отвалов на равнинной местности изменяется
в широких пределах и ограничивается в основном физико-техническими
характеристиками пород. Для скальных пород она составляет 30-35 м, для песчаных
15-20 м, для глинистых 10-15 м.
В условиях нагорных карьеров высота бульдозерных отвалов
достигает 150 м и более. При такой высоте отвала разрабатываются специальные
мероприятия, обеспечивающие безопасные условия работы обслуживающего персонала
и оборудования.
Бульдозерный отвал обычно состоит из трех участков равной
длины по фронту разгрузки (рис.5.8). На первом участке ведется разгрузка, на
втором - планировочные работы, третий участок - резервный. По мере развития
горных пород назначение участков меняется. [2, c254]
Необходимая площадь
под отвал, м²
где -объём вскрыши, подлежащий размещению в
отвале, м³;
=1,1-1,2-
остаточный коэффициент разрыхления породы в отвале;
-коэффициент,
учитывающий использование площади отвала(=0,6-0,7)
Длина фронта
разгрузки, м
,
где =18-20
–ширина полосы по фронту, занимаемая автосамосвалом, м;
-число
одновременно разгружающихся автосамосвалов;
где -число
автосамосвалов, разгружающихся в отвале в течение часа;
=1,5-2
– продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала, мин;
где-часовая производительность карьера по
вскрыше, м³;
=1,25-1,5
– коэффициент неравномерности работы карьера;
-объем
вскрыши, перевозимый автосамосвалом за рейс, м³;
Длина отвального
фронта, м
Рабочий парк
бульдозеров
,
где -сменный
объем бульдозерных работ, м³
-сменная
производительность бульдозера, м³;
где - продолжительность смены, ч
-0,5-0,7-коэффициент
заваленности отвала породой.
Инвентарный парк
бульдозера на отвале
где =1,3-1,4-коэффициент инвентарного парка
бульдозеров
Выбор оптимального
способа вскрытия и определения объемов горно-капитальных работ выполняется
после выбора и обоснования системы разработки, соответствующей заданным
условиям.
Для заданных условий
принимается углубочная, продольная, двухбортовая система разработки (УДД).
Длина въездной или
капитальной траншеи в зависимости от ее глубины (hвт) и угла (iр) составит, м
250м,
ввт – ширина
капитальной 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 разрезной
траншеи, м2;
-
длина разрезной траншеи при вскрытии горизонта в две 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
163288 м3,
где - длина панели при строительстве
карьера, м;
Шпнл – ширина
панели (заходки, экскаваторного и взрывного блоков), м;
hy – высота уступа, м.
917.4 м.
Минимальная ширина
рабочей площадки Шрп, необходимой для размещения горнотранспортного
оборудования, определится
28
+ 3 + 3 + 3 = 40 м,
где Врзв(м) –
ширина развала породы после взрывания блока массива, м;
С = 3,0 м – безопасный
зазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой;
Т = 3,0 м – ширина
транспортной полосы при одноколейном пути;
Z = 3,0 м – ширина площадки
безопасности.
Максимально возможное
число рабочих горизонтов (уступов) в продольных системах разработки при
минимальных рабочих площадках
15,
где Вк(срд) –
средняя ширина карьера, м;
Шрп(min) – минимальная ширина рабочей площадки, м;
hу – высота уступа, м;
αу – угол
наклона рабочего уступа массива пород.
Фактическое количество
рабочих горизонтов nу(фкт) по необходимому количеству
экскаваторов и расстановка их по уступам могут быть и меньше рассчитанного.
В этом случае
фактическая ширина рабочей площадки, м
87,3 м,
7
642.4 м.
Угол откоса рабочего
борта карьера, град
80
Средняя длина фронта
работ рабочего уступа, м
1467 м,
где Lк(врх) – длина карьера по верху, м;
Lк(нз) – длина карьера по низу, м.
Средняя скорость
продвижения фронта работ по обеспечению заданной производительности карьера по
горной массе, м/год
63,2 м/год ≤ 99,4 м/год
63,2
м/год
99,4 м/год
где Qк(гм) – годовая производственная мощность
карьера по горной массе, м3/год;
nу(фкт) – фактическое количество рабочих
горизонтов;
Qэ(гд) – годовая производительность
экскаватора, м3/год;
nэ(нбх) – необходимое количество рабочих
экскаваторов;
hу – высота рабочего уступа.
С другой стороны эта же
скорость продвижения фронта работ по геометрическим построением для обеспечения
угла откоса рабочего борта карьера φр, м/год
56,1 м/год
где Vпи(гд) – скорость ежегодного понижения
горных работ по ископаемому, м/год;
φр – угол
откоса рабочего борта карьера, град;
φн - угол
откоса нерабочего борта карьера, град.
Основным условием
нормальной работы карьера заданной производительности является
63,2≥56,1
1. Мельников Н.В. Краткий справочник по
открытым 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.