Проектирование карьера в пределах Веретенинской залежи

  • Вид работы:
    Курсовая работа (т)
  • Предмет:
    Геология
  • Язык:
    Русский
    ,
    Формат файла:
    MS Word
    45,4 Кб
  • Опубликовано:
    2015-01-08
Вы можете узнать стоимость помощи в написании студенческой работы.
Помощь в написании работы, которую точно примут!

Проектирование карьера в пределах Веретенинской залежи

Содержание

1 Исходные положения для составления проекта

Краткая геологическая и гидрогеологическая и инженерно-геологическая характеристика месторождения

Граница карьерного поля и подсчет запасов полезного ископаемого и объем вскрыши в контурах карьера

Производительность карьера

Обоснование схемы комплексной механизации основных производственных процессов

Вскрытие месторождения

Система открытой разработки месторождения

Буровзрывные работы

Взрывные работы

Выемочно-погрузочные работы

.1 Вскрышные работы

.2 Добычные работы

Железнодорожный транспорт

.1 Транспортирование добычи

.2 Транспортирование вскрыши

Автотранспорт

Отвалообразование

Список литературы

1 Исходные положения для составления проекта (5й - вариант)

веретенинская залежь ископаемое карьер

№ п/п

Наименование данных

Вариант № 5

1

Рельеф местности

Равнина

2

Залежь мощная, крутопадающая ширина, км длина, км глубина, км

 1,0 4,0 0,9

3

Дальность транспортирования: из забоя до усред. склада, км вскрыши, км добычи, км из забоя до усред. склада, км

 1,3 14 17

4

Ширина нижнего горизонта, м

400

5

Длина нижнего горизонта, м

700

6

Годовая производительность по руде, млн.т.

16

7

Мощность пород вскрыши, м.

60

8

Коэффициент вскрыши

0,7


2 Краткая геологическая и гидрогеологическая и инженерно-геологическая характеристика месторождения

В пределах месторождения (Веретенинская залежь) развиты нижнепротерозойские метаморфизованные осадочные отложения Курской серии и осадочные образования Оскольской серии. Курская серия подразделяется на песчано-сланцевую Стойлинскую и железорудную Коробковскую свиты. Коробковская свита на месторождении является сложноскладчатой продуктивной толщей. Она подразделяется на подсвиты: нижнюю - железорудную и верхнюю - сланцевую.

Железорудная подсвита слагает Веретенинскую залежь и является объектом разработки. Общая мощность подсвиты - 800 м. В структурном отношении Веретенинская залежь железорудных кварцитов (7 х 2,5 км.) представляет сложную систему синклинально-антиклинальньтх складок.

На железистых кварцитах развита кора выветривания, представленная зоной окисленных кварцитов и богатыми остаточными рудами. Зона окисленных кварцитов развита повсеместно.

Осадочные породы, покрывающие рудную залежь представлены породами девонской, юрской, меловой и четвертичной возрастной системы. Мощность осадочных отложений колеблется от 30 до 190 м. Породы вскрыши представлены глинами, глинистыми песками, суглинками.

Гидрогеологичекие условия района весьма сложные. Подземные воды содержатся в отложениях всех систем песчаных и карбонатных пород докембрийского возраста. Отработка месторождения осуществляется опережающим осушением специально созданной подземной дренажной системой, которая обеспечивает перехват подземных вод и нормальное ведение горных работ в карьере.

Объемный вес полезного ископаемого - 3,5 т/м3

Пород вскрыши - 2,5 т/м3

Влажность руд - 7%, пород вскрыши -10%

Содержание глины в руде - W=0

Среднегодовая температура - +2 0С

Физико-механические свойства полезного ископаемого:

сж = 200 МПа или 2000 кг/см2 ;

сдв. =30 МПа или 300 кг/см2;

раст. = 10 МПа или 100 кг/см2

Коэффициент крепости полезного ископаемого - железистых кварцитов: 17-20

Вскрышные породы не требуют предварительной подготовки и за счет высокой естественной влажности - до 30% и водонасыщенности - до 40%, мелкодисперсности обладают низкой несушей способностью.

3 Граница карьерного поля и подсчет запасов полезного ископаемого и объем вскрыши в контурах карьера

Граница карьерного поля в начальной стадии строительства карьера определяется оптимальным объемом вскрыши, установление которого тесно увязывается с рациональным режимом горных работ в периоды строительства и эксплуатации.

Характерной особенностью первоначального строительства карьера является стремление к увеличению темпов понижения горных работ с целью ускоренного ввода месторождения в эксплуатацию. Поэтому первоначальные объемы вскрышных работ берутся не по всему карьерному полю, а в месте наиболее близкого выхода к поверхности рудной залежи, где мощность вскрышных пород минимальная.

Граница карьерного поля определяется исходя из мощности вскрыши и полезного ископаемого.

Карьерное поле является объемной геометрической фигурой, характеризуемой размерами в плане, глубиной и углами откосов бортов. Оно входит в состав земельного отвода карьера в пределах которого размещаются также отвалы, промышленная площадка и другие производственные сооружения.

Параметры карьера должны обеспечивать эффективное использование горного и транспортного оборудования. Протяженность карьерного поля должна соответствовать установленной мощности карьера, т.е. суммарной протяженности потребных экскаваторных фронтов.

Длина карьерных полей изменяется от сотен метров до 3 км, а ширина - в зависимости от залежи и вида открытых разработок составляют до 1,5 км.

Размеры карьерного поля определяют общие объемы горных работ и возможную производственную мощность карьера.

Запасы полезного ископаемого в контурах карьера являются важным показателем, определяющим возможный масштаб добычи, срок существования карьера.

Определение границ карьерного поля, подсчет запасов полезного ископаемого и объема вскрыши в контурах карьера

Для определения размеров контуров карьера воспользуемся формулами:

к =

к =м.

где Кв = 0,7 - коэффициент вскрыши,

М = 1000 м. - мощность вскрыши,

р - угол откоса рабочего борта карьера, град,

н - угол откоса нерабочего борта карьера, град.

Lк. = Lдн. + Hк *(ctgр.+ctgн);

Bк. = Bдн. + Hк *(ctgр.+ctgн);

где Lк. - длина карьерного поля, м;

Lдн - длина дна карьера, м;

Нк - глубина карьера, м;

Вк - ширина карьерного поля, м;

Вд - ширина дна карьера, м;

Lк. = 700+256*(1,73+1)=1399 м;

Bк. = 400+256*(1,73+1)=1099 м;

Объем полезного ископаемого в контурах карьера определяется по формуле:

Vп.и. =Sд Hп+0,5Pдctgср.+  ctg2ср,

где Sд - площадь дна карьера, м2 ,

Sд=L*B;

Sд=700*400=280000 м2

Hп -мощность полезного ископаемого в области карьера, 196 м;

Pд - периметр дна карьера, м,

Pд=(L+B)*2;

Pд=(700+400)*2=2200 м;

ср=37,5˚- средний угол откоса бортов карьера, град,

Vп.и.=280000*196+0,5*2200*1962*1,36+*1963*1,362=126926873 м3;

Общий объем карьера определим по той же формуле, только вместо мощности П.И. подставим конечную глубину карьера.

Vк =Sд Hк+0,5Pдctgср.+  ctg2ср,

Vк =280000*256+0,5*2200*2562*1,36+*2563*1,362=202201109 м3;

Объем вскрыши

Vвскр= Vк - Vпи

Vвскр=202201109 - 126926873 =75274236 м3

4 Производительность карьера

Годовая производительность карьера по полезному ископаемому согласно задания составляет Р = 16 млн. т.

Годовой объем составит:

Aгм =  = =4571428 м3

где  = 3,5 т/м3 объемный вес П.И.

Годовой объем вскрышных работ составляет:

Aвс=P*kвск ;

Aвс =4571428*0,7=3200000 м3

где kвск - коэффициент вскрыши согласно задания.

Годовая производительность карьера

Пк = Aвс + Aгм = 3200000 + 4571428 = 7771428 м3/год

Суточная производительность карьера

Aг.м.сут. = Aгм/T==12524 м3/сут;

Aвскр..сут. = Aвск/T==13150 м3/сут;

Сменная производительность карьера

Aг.м.см. = Aг.м.сут/n==6262 м3/см;

Aвск.см.. = Aвск.сут/n==6575 м3/см;

Под режимом горных работ понимается установленная проектом или исследованием последовательность выполнения объемов вскрышные и добычных работ во времени, обеспечивающая планомерную, безопасную и экономически эффективную разработку месторождения за срок существования карьера.

Режим работы карьера принимается круглогодовой, двухсменный, что обусловлено режимом работы смежных предприятий, климатическими условиями, степенью напряженности горных работ и загрузки оборудования.

5 Обоснование схемы комплексной механизации основных производственных процессов

Под комплексной механизацией производственных процессов понимают качественное и количественное соответствие входящих в комплекс средств механизации.

Вскрышные породы представлены песками, суглинками и глинами, относящимися к категории рыхлых и не требующие специальных подготовительных работ по рыхлению и большого усилия копания, имеют низкую несущую способность, поэтому выбираем высокопроизводительные экскаваторы типа «Драглайн» ЭШ 10/50 с подвесным рабочим оборудованием, глубиной копания до 35м.

Определяем показатели трудности разработки рудной массы

Определяем общий показатель трудности разрушения породы:

Пр = 0.05Ктр(сж + сд + раст)+ 0.5;

Пр =0,05*0,7(200 + 30 + 10)+0,5*З,5 = 10,2;

Ктр - коэффициент, учитывающий трещиноватость породы (Ктр =0,7 -
малотрещиноватые);

сж , раст,, сд - механические характеристики породы, МПа.,

- плотность породы.

Наши породы относятся к Ш классу - скальные породы средней трудности разрушения. Для них предусматривается буровзрывные работы. Определяем показатель трудности бурения:

Птб = 0,07(сж +сдв) + 0,7;

Пт6 = 0,07(200 + 30)+ 0,7 * 3,5 = 18,5;

Данные породы относятся к 4 классу - весьма труднобуримые. На основе расчета показателя Пб выбираем буровое оборудование:

СБШ - 250МН (диаметр скважины 250 мм);

Для увеличения производительности, а также срока службы шарошечных долот, увеличим сетку скважин (8 х 10м.) и будем применять совместно с СБШ - 250МН станки термического бурения СБШ - 250МНР.

Для производства выемочно-погрузочных работ будем применять экскаватор ЭКГ - 8И.

Для транспортировки полезного ископаемого из забоев до перегрузочных пунктов будем применять автосамосвалы грузоподъемностью 110т, для транспортировки П.И. из забоя до усредненного склада на 1,3 км от перегрузки до приемного пункта на расстояние -17 км., целесообразней использовать ж/д транспорт, и для перевозки вскрышных пород на расстояние - 14 км., будем тоже применять ж/д транспорт.

6 Вскрытие месторождения

Под вскрытием месторождения понимают совокупность горных выработок, которые в сочетании с соответствующими видами транспорта обеспечивают развитие рабочих горизонтов карьера и грузотранспортную связь их с сооружениями на поверхности и между собой.

Настоящим проектом предусмотрено вскрытие глубинной крутопадающей простой мощной залежи.

В проекте предлагается рассредоточенный грузопоток. Это значит, что каждый рабочий горизонт через общую капитальную траншею имеет независимый от других горизонтов грузопоток с выходом на дневную поверхность.

Благодаря такому разделению грузопотоков вскрыши и добычи упрощается организация транспортных работ и достигается большая производительность карьера по горной массе.

На выбор и формирование схемы вскрытия карьерного поля влияют природные факторы, к которым относятся рельеф поверхности карьера и прилегающей зоны, условия залегания рудного тела. Выбираем комбинированную схему вскрытия парными траншеями: верхние горизонты вскрываем двумя внешними общими траншеями, вскрытие рудных горизонтов производим внутренними траншеями. По мере отработки карьера, вскрывающие выработки переносятся на нерабочий стационарный борт. Длина внешней вскрывающей траншеи составляет:

Lвн. тр.= H/iжд = 20/0,04=500 м

где H - высота одного уступа покрывающих пород;

iжд - уклон ж-д пути.

7 Система открытой разработки месторождения.

Под системой открытой разработки месторождения понимают определенный порядок ведения горно-капитальных, вскрышных и добычных работ. При этом неотъемлемыми условиями применения той или иной системы являются требования обеспечения безопасности, экономичности, производительной и полной выемки кондиционных запасов п.и. с соблюдением мер по охране окружающей среды.

Большое значение в развитии горных работ и их механизации имеют классификации, предложенные проф. Шешко Е.Ф., акад. Мельниковым Н.Е.

В классификации Шешко Е.Ф. определяющим признаком системы принято направление перемещения вскрышных пород относительно фронта работ, способов перемещения их в отвал. В классификации Мельникова Н.Е. за основной признак системы принят сам способ производства вскрышных пород, включающий их механизацию. Время показало, что классификации Шешко и Мельникова оказались более удачными. Их создание содействовало техники развития открытых горных работ.

Акад. В.В. Ржевский основными признаками, характеризующими систему ОГР и структуру их комплексной механизации, предлагает считать направление выемки горной массы в плане и профиле карьерного поля и места размещения отвалов вскрышных пород.

В соответствии с этими признаками в предлагаемой классификации по развитию горных работ в профиле выделяют три группы систем разработки:

1)      сплошные - при разработке горизонтальных и пологопадающих
месторождений с постоянно рабочей зоной;

2)      углубочные - при разработке наклонных и крутопадающих
месторождений с перемещением рабочей зоны;

)        смешанные - при разработке сложноструктурных месторождений с переменным углом падения залежи.

По направлению движения горных работ в плане системы разработки могут быть: продольные, при которых однобортный или двубортный фронт добычных и вскрышных работ перемещается параллельно длиной оси карьерного поля:

) поперечные,

) веерные,

) кольцевые.

Система ОГР связана со схемами вскрытия. Правильно выбранная система разработки характеризуются высокой степенью соответствия ее конструкций и параметров, природными условиями месторождения. Это обеспечивает высокий уровень технико-экономических показателей его разработки.

На открытых работах наибольшее применение получила транспортная система разработки самых различных горно-геологических и климатических условий. Область применения сложной бестранспортной и транспортно- отвальной системы ограничивается горизонтальными и пологими месторождения при небольшой мощности вскрытия и полезного ископаемого. Применение сложной транспортно-отвальной системы с оборудованием непрерывного действия ограничиваются крепостью разрабатываемых работ. На месторождении с большой мощностью вскрыши применяется комбинированная система разработки из 2-х или нескольких систем, выбираемых в соответствии с горно-геологическими условиями залегания, свойствами пород и другими факторами.

В нашем варианте исходя из того, что рудное тело мощное, значительной протяженности и крутопадающее по классификации акад. Ржевского принимаем систему разработки углубочную с продольным однобортовым фронтом вскрышных и добычных работ, поскольку она наиболее полно отвечает условиям применения современной производительной техники и комплексной технологии.

Основные элементами системы разработки

1) высота уступа;

)        ширина рабочей площадки;

3)      ширина заходки;

)        углы откосов уступа и бортов карьера;

)        длина отдельных блоков и фронта работ;

)        скорость углубки.

Высота уступа

При выборе высоты уступа руководствуются условиями безопасности ведения ОГР, физико-механическими свойствами пород, типом погрузочного оборудования и его рационального использования.

При разработке вскрышных пород в качестве погрузочного оборудования принимаем ЭШ-10/50. В связи с низкой устойчивостью бортов, которые сложены осадочными породами, и на основании практических данных карьера МГОКа, принимаем высоту уступа на вскрыше -20 м., угол откоса 35. Эта высота уступа и угол откоса полностью согласовываются с параметрами экскаватора ЭШ-10/50.

На добыче используем экскаватор ЭКГ-8И. Величина максимально-допустимой высоты уступа при коэффициенте разрыхления 1,3 при средней кусковатости взорванной породы равна 18 м. Максимальная высота уступа регламентируется «Правилами технической эксплуатации». По условию Нmах=1,5Hчmах

Оптимальной высотой уступа следует считать высоту черпания Нч экскаватора. На добыче железистых кварцитов по данным практики в карьере МГОКа высоту уступа принимаем Ну=15 м., угол откоса - 75°

Ширина рабочей площадки

Рабочие площадки на горизонте предназначены для размещения горно-транспортоного оборудования. Панели и блоки при разработке мягких пород являются одновременно и заходками. Основной тип забоя драглайна торцовый. При выемке нижним черпанием драглайн располагается на кровле уступа, вне призмы возможного обрушения.

Максимальная ширина заходки драглайна:

Аmax=Rч=(sin w1+sin w2) ,

где w1=0 и w2=45 - углы разворота экскаватора от его оси при черпании.

В этом случае

А= Rч* sin w=49*0,71=34 м.

Минимальная ширина рабочей площадки

Шрп=L+Z+0.5*Сх+0.5*Т+Z,

где Z = 7 м - безопасное расстояние от бровки до экскаватора, а также расстояние от бровки до ж/д путей.

Сх = 14 м - ширина хода эксаватора.

Т = 8 м - ширина транспортной полосы.

L - расстояние от оси экскаватора до оси транспортных средств,

L=Rр*sin45=46*0.71=32 м.

Шрп,=32+7+7+4+7=57, принимаем 60м.

На добыче ширина рабочей площадки зависит от возможной ширины развала взорванных пород и условий движения автотранспорта Шрп на карьерах составляет 60-100 м и снижается в некоторых случаях до 40-45 м. Принимаем Шрп = 60 м.

Ширина транспортной бермы

Минимальная ширина транспортной бермы складывается из ширины кювета, транспортной полосы и полосы безопасности. Общая ширина транспортной бермы, при одном ж/д пути должна быть не менее 6,5м, а при двух путях 10,6м (практически принимается не менее 8 и 12 -14м.) принимаем -12м.

Скорость углубки

При однобортовой системе разработки наклонной залежи скорость углубки равна:

Уг =Qэк/Lб(врт+ вт +Шр.п.+1,5Ну(ctg + ctg 1)

Возможный темп углубления горных работ возрастает при увеличении производительности проходческого экскаватора и при уменьшении длины экскаваторного блока, высоты уступай ширины рабочей площадки. На практики темп углубления горных работ составляет 5-10 м/год при ж/д транспорте и до 15-20 м/год - при авто и конвейерном транспорте. Скорость углубки зависит также от трудности разработки пород, от запасов п.и. на горизонте, от возможной скорости продвигания фронта горных работ.

8 Буровзрывные работы

Принимаем сетку скважин

A = 10 м;

b = 8 м;

Определяем линию сопротивления по подошве

W=Н *сtg  + C =15*0.27+3=7 м,

где Н = 15 - высота уступа

 = 75˚- угол откоса уступа

С = 3 м - минимально допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа.

Объем взрываемого блока

Vб=Kрез*Пэсут

Vб=15*2364=35466 м3,

где Крез = 15 суток - коэффициент резерва.

Пэсут = 2364 м3 - суточная производительность экскаватора.

Длина бурового блока

Lб= м

где Aб - ширина буровой заходки

Aб =W+(пр-1 )*b=7+(3-1)*8=23 м,

где пр = 3 - количество рядов.

b = 8 - расстояние между рядами.

Длина скважины

Lскв=Ну+Lпер=15+1=16 м,

где Lпер = 1 м - длина перебура.

Выход горной массы с 1м скважины

м3

Количество скважин на блоке

Nскв=nскв *пр=10*3=30,

где nскв - количество скважин в ряду

nскв=

Количество блоков, взрываемых в год

129,

где Aгм- объем горной массы добываемой в год.

Определим скорость бурения СБШ-250МН

6 м/ч

где Р0 = 350 кН - осевое усилие

пв = 1,67 оборотов в сек. - скорость вращения

d = 0,25 м - диаметр долота.

Техническая производительность станка

5,33 м/ч,

где tпер=0,2 ч - время на переезды

tуст=0,1 ч - время на установку

Tскв - время бурения одной скважины

Tскв=2,7 ч

Эксплуатационная производительность станка

Пбэ =Пбт*[Тсм -(Тпз + Трп)]Kтг * (1 - Коп) = 5,33[12 -(0,5 + 0,05)]0,7*(1 -0,25) = 32 м/см

где Тсм = 12 ч - продолжительность смены;

Ттпз = 0,5 ч - время подготовительно-заключительных операций;

Трп = 0,05 ч - время рабочих перерывов;

Кп = 0,7 - коэффициент технологической готовности;

Коп = 0,25 - коэффициент организационных простоев.

Годовая производительность

Пбг=Пбэ*nсм*Тр=32*2*350=22400 м/год,

где nсм = 2 - количество смен в сутки.

Тр - число рабочих дней в году.

Тр=365-Тпр-Твых-Трем ,

где Тпр = Твых = 0 - число праздничных и выходных дней в году.

Трем = 15 - количество ремонтных дней в году

Тр=365-15=350

Годовой объем буровых работ

Б= м/год

Рабочий парк буровых станков

 - принимаем 4 станка,

где Kрез = 1,2 - коэф. Резерва при непрерывной работе.

Термическое бурение

Принимаем станок СБШ - 250 МНР

Техническая скорость

 м/ч

где  = 800 - коэф. Теплоотдачи породы;

С = 400 - теплоёмкость породы;

Х = 0,05 - корень транциндентного уравнения;

 = 1800 °С - температура газовой струи;

Тр = 400 °С - температура разрушения породы.

Время расширения одной скважины

ч,

где Кнк = 1 - коэф. учитывающий трудность бурения наклонных скважин.

tч = 0,15 - время на очистку скважины.

tв = 0,1 - время вспомогательных операций.

tб - время основного бурения.

tб=ч,

где = 8 м - длина котла.

Техническая производительность станка

 м/ч

Эксплуатационная производительность

 м/см

Годовая производительность

 м/год

Годовой объём работ

 м/год

Рабочий парк

 принимаем 2 шт.

9 Взрывные работы

Степень дробления породы взрывом зависит, прежде всего, от ее сопротивления действию взрыва, что характеризуется удельным расходом ВВ q(г/м3), необходимым для достижения заданного эффекта дробления.

Рассчитаем эталонный удельный расход эталонного ВВ:

г/м3

принимаем 500 г/м3.

класс - трудновзрываемые

Фактический удельный расход ВВ qф можно установить только после взрыва делением израсходованного количества ВВ на действительно взорванный объем породы. Показатель qф учитывается на предприятиях, и на его основе корректируется с учетом опыта взрывов в аналогичных условиях, возможный расход ВВ при очередных взрывах.

Вместе с тем любой взрыв должен быть выполнен по заранее составленному проекту. При этом пользуются проектным удельным расходом ВВ qп.

,

где Кд = 1,25 - коэффициент, учитывающий необходимую степень дробления.

Коп = 2,5 - коэффициент, учитывающий число открытых поверхностей.

Кз = 1 - коэффициент, учитывающий степень сосредоточения заряда.

Ку = 1 - коэффициент, учитывающий объем взрываемой породы.

Квв - переводной коэффициент по теплоте взрыва от граммонита 79/21 (штатного ВВ)

Для гранэмита И-50 Квн = 1,15

qп=400*1,1*1,25*2,5*1,15=1976 г/м3

Вместимость скважины на один метр

,

где d - диаметр скважины в дм.

- плотность ВВ

При d = 2,5 - без расширения

Р1=7,85*2,52*1,4=68,7 кг

Вместимость при котлах 4,8 дм.

Р2=7,85*4,82*1,4=253,2 кг

Длина заряда

Lзар=Lскв-Lзаб,

Lзаб=0,75W=0,75*7=5,25 м

Lзар=16-5,25=10,75 м

Принимаем Lзар=10 м

Определяем величину заряда в скважине

Q1=qп*а*WH

Q1=1,97*10*7*15=2068 кг

Величина заряда по условию вместимости

Q2=P1*2+P2*8=68,7*2+253,2*8=2163 кг

Q1=2068 кг<Q2=2163 кг

условия вместимости соблюдаются

Расход ВВ на блок

Q кг

Расход ВВ в год

кг

Расчет эксплуатационных параметров взрывного блока

Ширина развала при однорядном взрывании


где - коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту

= 1 - при вертикальных скважинах

КВ = 2,5 - коэффициент, характеризующий взрываемость породы

м

Ширина развала при многорядном короткозамедленном взрывании


где К3 - коэффициент дальности отброса взорванной породы, зависящий от величины интервала замедления.

Замедление

 - при многорядном взрывании.

мс

принимаем 35 мс

При таком замедлении К3 = 0,8

Вм=0,8*51,6+(3-1)*8=57,2 м


Высота развала

Нр=0,8Ну=0,8*15=12 м

Для получения минимальной ширины развала будем применять диагональную схему, при которой широкий навал образуется в одном углу серии, а основная масса породы перемещается в сторону заряда, взорванного первым: ширина развала при этом получается значительно меньше.

При такой схеме при расположении скважин по квадратной сетке фактически они взрываются по шахматной схеме с коэффициентом сближения скважин, равным двум. В результате этого улучшается дробление породы, и в массиве не образуется зон с пониженными напряжениями.

Средства взрывания

Способы взрывания зарядов группируются по средствам возбуждения детонации зарядов ВВ и последовательности (очередности) их взрывания.

По средствам возбуждения детонации зарядов ВВ различают три способа взрывания - огневой, электрический и с помощью детонирующего шнура или волноводов с усилителями.

Из этих трех способов взрывания в проекте к расчету принимаю третий способ взрывания - взрывание с помощью детонирующего шнура или волноводами с усилителями.

В настоящее время наибольшее распространение получила комбинированная система инициирования скважинных зарядов, когда промежуточные детонаторы изготовляются из системы СИНВ или ее аналогов, а поверхностная сеть изготовляется из детонирующего шнура.

Комбинированная система сочетает достоинства двух систем. Применение СИНВ намного уменьшает вероятность подбоев скважинных зарядов.

Монтаж взрывной сети с детонирующим шнуром - простота, надежность, возможность дублирования взрывной сети.

10 Выемочно-погрузочные работы.

.1 Вскрышные работы.

Для экскавации вскрыши мощностью 60м применяем шагающий экскаватор ЭШ 10/50, относящийся к типу экскаваторов применяемых на легких породах, имеющий значительные конструктивные параметры и более высокую производительность. Погрузка породы будет производиться в автомобильный транспорт.

Эксплуатационная производительность одноковшового экскаватора ЭШ 10/50.

Определяем паспортную производительность экскаватора

 м3/ч

 м3/ч

где Тцп - паспортная продолжительность цикла, с

Техническая производительность экскаватора:

 м3/ч

 м3/ч

где Кп - коэффициент влияния экскавируемой пород;

Кз - коэффициент влияния забоя;

Тцф - фактическая продолжительность цикла.

Эксплуатационная производительность экскаватора:

 м3/смену

Суточная производительность экскаватора:

 м3/сутки

м3/сутки

где nсм - число смен;

Годовая производительность экскаватора:

 м3/год

 м3/год

Тп - число рабочих дней в году

Тр=365-Тпр-Твых-Трем

Тр=365-15=350

где Тпр = Твых = 0 - число праздничных и выходных дней в году

Трем=15 - количество ремонтных дней в году

Принимаем практическую производительность - 952000 м3/год

Рабочий парк экскаваторов:

 штук

 принимаем Nэ=7 штук

10.2 Добычные работы

На добычных работах по взорванной горной массе применяются экскаваторы типа прямая механическая лопата. Расчеты по выемочному оборудованию производим для экскаватора ЭКГ-8И, при работе в тупиковом забое, с погрузкой на автомобильный транспорт с последующей перегрузкой полезного ископаемого на железнодорожный транспорт.

Определяем паспортную производительность экскаватора:

 м3/ч

м3/ч

где Тцп - паспортная продолжительность цикла, с

Техническая производительность экскаватора:

 м3/ч

 м3/ч

где Кп - коэффициент влияния экскавируемой породы

Кз - коэффициент влияния забоя

Тцф - фактическая продолжительность цикла

Сменная производительность экскаватора:

 м3/смену

 м3/смену

где Тсм - продолжительность смены;

Суточная производительность экскаватора:

 м3/сутки

 м3/сутки

где псм - количество смен в сутки;

Годовая производительность экскаватора:

, м3/год

Тр=365- Тпр- Твых -Трем

где Тр - число рабочих дней в году

где Тпр= Твых= 0 - праздничных дней в году

Трем = 15 - количество ремонтных дней в году

Трем=365-15=350

 м3/год

Принимаем практическую производительность - 863000 м3/год.

Рабочий парк экскаваторов:

 шт.

 принимаем 7 шт.

Ширина экскаваторной заходки:

Аз=1,7*12=20 м.

11 Железнодорожный транспорт

.1 Транспортирование добычи

Транспортирование железистых кварцитов от перегрузочного пункта до фабрики производим железнодорожным транспортом.

Произведем расчет тяговых и эксплуатационных характеристик подвижного состава при производственной мощности карьера по полезному ископаемому 4571428м3. Для преодоления заданного подъёма - 40 нужен мощный локомотив, принимаем ОПЭ-1А и думпкары -2ВС-105.

Определим полезную массу поезда при движении на подъем


где п - число думпкаров,

= 1 - коэффициент расчетной массы локомотива

q - грузоподъемность думпкара, 105 т.,

Qсц - сцепная масса локомотива, 360 т.,

 - коэффициент сцепления между ведущими колесами и рельсами при движении.

wo = 45 н/т - основное удельное сопротивление движению,

ip = 400/00 - руководящий подъем,

Кв = 1,45 - коэффициент общей массы вагона

Зная грузоподъемность думпкара найдем их число

 принимаем 10 думпкаров

Определим ёмкость состава.

Vсост=Vg*n=48,5*10=485 м3

Длина пути транспортирования LT = 17 км

Скорость порожнего состава Uпор = 25 км/ч

Скорость груженного состава Uгр = 15 км/ч

Время рейса состава

Тр=tгр+tпор+tпогр+tразгр

где tгр - время движения груженного состава;

ч;

Z=1,5 - коэффициент учитывающий время разгона, торможения и обмена на тупиках;

tпор - время движения порожнего состава;

 ч;

tпогр - время погрузки;

;

где tц = 30 сек - время цикла экскаватора;

Е = 12,5 м3 - ёмкость ковша экскаватора (на перегрузках будут применяться ЭКГ - 12,5);

tразгр - время разгрузки;

tразгр = tр0 * n = 2 * 10 = 20 мин = 0,3 ч ;

Тр = 1,7 + 1 + 0,57 + 0,3 = 3,57 ч

Количество рейсов в смену

 принимаем 3 рейса

Производительность состава в смену.

, м3/см

Производительность состава в год

, м3/год

Количество составов

 составов

где Кр = 1,3 - коэффициент разрыхления.

Пропускная способность главных путей определяется:

числом путей на перегоне;

временем занятия перегона, зависящем от длины перегона;

способом связи между раздельными пунктами.

Пропускная способность перегонов при равномерной подаче поездов может быть определена по простым формулам.

Для однопутных линий:

где Т - время, за которое исчисляется пропускная способность, равное календарному времени за вычетом не зависящих от транспорта простоев (для суток Т=18-22ч.) принимаем 20ч.


время движения груженного поезда по перегону длиной L со средней скоростью Uгр, в мин;


время движения груженного поезда по перегону длиной L со средней скоростью Uпор, мин;

L = Lп + Lбу + Lр , км

Lп = 59+10*14=199 м;

где Lп - длина поезда,

Lбу - длина блок участка;

Lр - резервное расстояние по условию безопасности.

Принимаем Lбу = Lр = 300 м, тогда

L = 199 + 300 + 300 = 799 м принимаем 800 м.

 мин

 мин

τ = 4 мин - время расходуемое на связь при полуавтоматической блокировке.

пара поездов в сутки или 45 пар в смену.

Провозная способность

М = ng*N = 1143 * 45 = 51435 т/см.

.2 Транспортирование вскрыши

Транспортирование вскрыши производим железнодорожным транспортом.

Произведем расчет тяговых и эксплуатационных характеристик подвижного состава при производственной мощности карьера по вскрыше 3200000 м3. Для преодоления заданного подъёма - 40 нужен мощный локомотив, принимаем ОПЭ-1А и думпкары -2ВС-105.

Определим полезную массу поезда при движении на подъем


где п - число думпкаров,

= 1 - коэффициент расчетной массы локомотива

q - грузоподъемность думпкара, 105 т.,

Qсц - сцепная масса локомотива, 360 т.,

 - коэффициент сцепления между ведущими колесами и рельсами при движении.

wo = 45 н/т - основное удельное сопротивление движению,

ip = 400/00 - руководящий подъем,

Кв = 1,45 - коэффициент общей массы вагона

Зная грузоподъемность думпкара найдем их число

 принимаем 10 думпкаров

Определим ёмкость состава.

Vсост=Vg*n=48,5*10=485 м3

Длина пути транспортирования LT = 14 км

Скорость порожнего состава Uпор = 25 км/ч

Скорость груженного состава Uгр = 15 км/ч

Время рейса состава

Тр= tгр+ tпор+ tпогр+ tразгр

где tгр - время движения груженного состава;

ч;

Z=1,5 - коэффициент учитывающий время разгона, торможения и обмена на тупиках;

tпор - время движения порожнего состава;

 ч;

tпогр - время погрузки;

;

где tц = 30 сек - время цикла экскаватора;

Е = 12,5 м3 - ёмкость ковша экскаватора (на перегрузках будут применяться ЭКГ - 12,5);

tразгр - время разгрузки;

tразгр = tр0 * n = 2 * 10 = 20 мин = 0,3 ч ;

Тр = 1,4 + 0,84 + 0,57 + 0,3 = 3,11 ч

Количество рейсов в смену


Производительность состава в смену.

, м3/см

Производительность состава в год

, м3/год

Количество составов

 составов

где Кр = 1,3 - коэффициент разрыхления.

Пропускная способность главных путей определяется:

числом путей на перегоне;

временем занятия перегона, зависящем от длины перегона;

способом связи между раздельными пунктами.

Пропускная способность перегонов при равномерной подаче поездов может быть определена по простым формулам.

Для однопутных линий:


где Т - время, за которое исчисляется пропускная способность, равное календарному времени за вычетом не зависящих от транспорта простоев (для суток Т=18-22ч.) принимаем 20ч.


время движения груженного поезда по перегону длиной L со средней скоростью Uгр, в мин;


время движения порожнего поезда по перегону длиной L со средней скоростью Uпор, мин;

L = Lп + Lбу + Lр , км

где Lп - длина поезда,

Lп = 59+10*14=199 м;

Lбу - длина блок участка;

Lр - резервное расстояние по условию безопасности.

Принимаем Lбу = Lр = 300 м, тогда

L = 199 + 300 + 300 = 799 м принимаем 800 м.

 мин

 мин

τ = 4 мин - время расходуемое на связь при полуавтоматической блокировке.

пара поездов в сутки или 45 пар в смену.

Провозная способность

М = ng*N = 1143 * 45 = 51435 т/см.

12 Автотранспорт

Транспортирование полезного ископаемого производим автомобильным транспортом до ближайшего перегрузочного пункта. Далее транспортирование полезного ископаемого производится железнодорожным транспортом на дробильную фабрику.

Произведем расчет эксплуатационных характеристик автотранспортного парка.

При перевозке руды применяем автосамосвалы типа БелАЗ-7519 грузоподъемностью 110т.

Технологическая производительность автотранспорта:

, м3/час

где Vв - ёмкость кузова, м3;

Кп - коэффициент, учитывающий трудность транспортирования;

υтпр - средняя техническая скорость самосвала;

tр - время разгрузки;

Lтр = 0,5 км - максимальная дальность транспортирования.

, км/час

где υгр - скорость груженого самосвала, м3;

υпр - скорость порожнего самосвала;

, км/час

, м3/час

Определим время рейса самосвала

Тр= tп+ tгр+ tпр+ tр + tож , мин

где tгр и tпр - время движения груженого и порожнего самосвала;

tп - время погрузки;

tож - время ожидания;

 мин

Тр = 2,8 + 3,5 + 1 + 2 = 2,8 мин

Определяем число рейсов

;

;

Определяем сменную производительность одного автосамосвала

Псма= V * N;

Псма= 44 * 77 = 3388 м3/смену.

Определяем годовую производительность одного автосамосвала

Пга = Псма * Псм * Пдн = 3388 * 2 * 350 = 2371600 м3/год;

Принимаем практическую производительность - 9611850 м3/год.

Определяем число автосамосвалов

 шт

Принимаем 8 автосамосвалов.

Определяем пропускную способность автодороги

,

где υ = 20 км/час - расчетная скорость движения;

п - число полос;

Кн = 0,5 - коэффициент неравномерности движения;

S - интервал следования машин, м;

S = La + a + Lт + tд* υ ,

где а = 20 км/ч - допустимое расстояние между машинами при их остановке;

tд = 1 с - время реакции водителя;

Lт = 25 м - длина тормозного пути;

Lа = 11 м - длина машины.

S = 20 + 11 + 1*20 + 25 = 76 м

 машины/час

Провозная способность

М = Va*N = 263 * 54 = 14202 м3/час.

13 Отвалообразование

Разгрузка пустых пород и полезного ископаемого является завершающим процессом вскрышных и добычных работ.

Для вскрышных работ разгрузка заключается в размещении пустых пород в отвалах. Этот процесс называют отвалообразованием или отвальными работами. Способ отвалообразования зависит от вида применяемых транспортных средств и крепости пород. Во многих случаях он связан с условиями залегания месторождения и рельефа местности.

В общих чертах процесс разгрузки вскрышных пород представляет собой размещение этих пород на свободных площадях за пределами карьерного поля или в выработанном пространстве карьера в специальные насыпи - отвалы. Отвалы по их местоположению относительно карьера могут быть внутренними, внешними и комбинированными (часть вскрышных пород размещают на внутренних отвалах, часть - на внешних), по количеству уступов - одно- или многоярусными.

Наиболее распространенными видами отвалов являются:

при железнодорожном транспорте - экскаваторные (с помощью мехлопат или драглайнов);

при автомобильном - бульдозерные.

Развитие отвалов может быть параллельным, веерным и криволинейным. Насыпь отвала образует отвальный уступ, который по аналогии со вскрышными и добычными уступами карьера имеет площадки, откос, высоту и т.д. При возведении отвала на равнине сооружают первоначальную насыпь, высота которой зависит от способа ее возведения, а ширина поверху равна 5 - 10 м для нормального размещения транспортных коммуникаций. Ее отсыпают из привозного грунта или из пород выемки, проводимой параллельно оси насыпи. Для этой цели используют бульдозеры, колесные скреперы, одноковшовые экскаваторы.

Отсыпку отвалов ведут в один или несколько уступов-ярусов. Высота уступа зависит от свойств складируемых пород и несущей способности грунтов, а также от способа механизации отвальных работ. При устойчивых грунтах основания отвала наибольшая высота уступа на равнине составляет 10 - 60 м, на косогоре - до 270 м.

Параметры отвальных уступов и рабочие размеры используемого оборудования определяют приемную способность и приемную емкость отвалов. Под приемной способностью понимают количество породы, размещаемое на отвале в единицу времени (час, смену, сутки), а под приемной емкостью" количество породы, укладываемой в отвал между двумя передвижками транспортных коммуникаций.

14 Список литературы

1 Виницкий К. Е. Параметры систем открытой разработки месторождений, М - 1966;

Ржевский В. В., Технология и комплексная механизация открытых горных работ, М., 1968;

Мельников Н. В., Краткий справочник по открытым горным работам, 2 изд., М., 1968;

Развитие открытых горных работ в СССР, под ред. Н. В. Мельникова, М., 1968; Проектирование карьеров, М., 1969;

Симкин Б. А., Технология и процессы открытых горных работ, М., 1970;

Арсентьев А. И., Определение производительности и границ карьеров, 2 изд., М., 1970;

Юматов Б. П., Бунин Ж. В., Строительство и реконструкция рудных карьеров, М., 1970;

Вопросы выбора производственной мощности карьера, М., 1971; Будущее открытых горных разработок. [Сб. статей], М., 1972;

Теория и практика открытых разработок, М., 1974.

1 Буровые станки:

СБШ 250 МН - 4 шт;

СБШ 250 МНР - 2 шт.

Итого буровых станков - Σ 6 шт.

Экскаватор ЭШ 10/50 на вскрыше - 7 шт.

Экскаватор ЭКГ - 8И на руде - 7 шт.

Локомотивы:

ОПЭ - 1А на вскрыше - 4 составов по 10 думпкаров.

ОПЭ - 1А на руде - 7 составов по 10 думпкаров.

Итого локомотивов - Σ 11 составов.

Автосамосвалы БелАЗ - 7519 на вскрыше - 8 шт.

Похожие работы на - Проектирование карьера в пределах Веретенинской залежи

 

Не нашел материал для своей работы?
Поможем написать качественную работу
Без плагиата!