Расчёт параметров технологического процесса работы карьера по выемке горных пород

Содержание

1. Горно-геологическая характеристика горных пород и выбор основного оборудования

2. Специальная часть проекта. Выбор выемочно-погрузочного оборудования

3. Общий режим работ и производительность карьера

4. Подготовка пород к выемке

5. Выемочно-погрузочные работы

6. Транспортирование горной массы

7. Отвалообразование

8. Расчёт технологического графика работ на уступе

9. Экономическая часть Заключение

При заданных условиях залегания горных пород: небольшая глубина залегания полезного ископаемого, простая форма залежи, равнинная поверхность карьерного поля, близость населённого пункта, близость транспортных коммуникаций и расположение неподалеку источника электроэнергии, наиболее рационально будет выбрать открытую разработку месторождения.

Открытые горные работы обеспечивают высокую производительность рабочего оборудования при относительно низких капитальных вложениях, небольшой срок строительства и ввода в эксплуатацию предприятия, также данный способ разработки безопаснее других видов разработки месторождений (подземная разработка).

В процессы открытых горных работ входит подготовка пород к выемке, выемка пород, её транспортировка и отсыпка в отвал. Транспортирование породы в отвал осуществляется при помощи автомобильного транспорта. Данный вид транспорта выбран потому, что при заданной производительности карьера по горной массе (12,5 млн. тонн/год) и заданном расстоянии транспортирования (6,5 км) он наиболее эффективен, обеспечивает незначительные транспортные расходы, а его применение обеспечивает наиболее эффективное использование горного оборудования.

1. Горно-геологическая характеристика горных пород и выбор основного оборудования

Общий показатель трудности разрушения горных пород:

П_р=0,005К_тр(_сж+_р+_сдв)+0,5 , (1.1)

где К_тр— коэффициент трещиноватости;

_сж— предел прочности на одноосное сжатие, кгс/см²;

_р— предел прочности на растяжение, кгс/см²;

_сдв— предел прочности на сдвиг, кгс/см²;

— плотность пород, кг/м³.

П_р=0,005*0,7*(900+50+210)+0,5*2,5=5,31

По трудности разрушения породы относятся ко II классу (легко разрушаемые скальные породы).

Показатель трудности бурения:

П_б=0,007(_сж+_сдв)+0,7, (1.2)

П_р=0,007*(900+210)+0,7*2,5=9,5

По трудности бурения породы относятся к II классу (средней трудности бурения).

Удельный эталонный расход эталонного ВВ.

q_э=0,02(_сж+_р+_сдв)+2, (1.3)

q_э=0,02*(900+50+210)+2*2,5=28,2

По удельному эталонному расходу эталонного ВВ породы относятся к III классу (трудно взрываемые).

Производительность карьера по горной массе.

А_гм=А_р+А_в; (1.4)

где А_р-производительность карьера по руде, млн. т;

А_в— производительность карьера по вскрыше, млн. м³;

А_гм=2,5+4*2,5=12,5 млн. т/год По таблице 2.1 2 выбираем экскаватор с вместимостью ковша 8 м³ и автомобильный транспорт грузоподъёмностью от 40 до 65 тонн. По вместимости ковша выбираем экскаватор ЭКГ-8И и соответствующий ему буровой станок, по таблице 2.3 2, марки СБШ-250−3.

2. Специальная часть проекта. Выбор выемочно-погрузочного оборудования

В специальной части проекта рассмотрим выбор выемочно-погрузочного оборудования.

Произведем анализ двух вариантов моделей экскаваторов. По каждому из них выполним необходимые вычисления и дадим технико-экономическую оценку по величине приведенных затрат.

По годовой производительности карьера подбираем экскаваторы: ЭКГ-8И и ЭКГ-5.

Годовая производительность экскаваторов:

(2.1)

гдесменная производительность экскаватора,

— число рабочих смен экскаватора в течение года, ед

Инвентарный парк экскаваторов:

(2.2)

где Авгодовая производительность карьера по вскрыше, тыс.

Величина единовременных вложений на приобретение, доставку, монтаж, включая затраты на кабель и комплекс запасных частей:

(2.3)

где Бсбалансовая стоимость экскаваторов, тыс. руб

К=33936,5=11 806,5(тыс.руб)

К=42127,5=8510(тыс.руб)

Выручка от реализации, тыс. руб.:

(2.4)

где Цо— оптовая цена 1 т полезного ископаемого,

Ар— годовая производительность карьера по добыче, тыс. т

Р=250048=120 000(тыс.руб)

Эксплуатационные расходы на добычу полезного ископаемого, тыс. руб.:

(2.5)

где Сдсебестоимость 1 т полезного ископаемого.

Зд=202500=50 000(тыс.руб)

Эксплуатационные расходы на производство вскрышных работ, тыс. руб.:

(2.6)

где Смэ— стоимость машиносмены вскрышного экскаватора Амортизационные отчисления на реновацию вскрышного оборудования (тыс. руб.)

Зрв=К*nрен/100,

где nрен — норма реновации,%

Зрв=9,6*11 806,5/100=1133,4(тыс. руб.)

Зрв=7,4*8510/100=629,7(тыс. руб.)

Таблица 2.1 Расчет чистой прибыли, тыс. руб.

Приведенные затраты:

Зпр=С+ЕнК, (2.7)

где С— годовые эксплуатационные расходы, руб.

Ен— нормативный коэффициент экономической эффективности инвестиций (0,10)

Зпр=119 019,2+0,10*11 806,5=120 199,9(руб)

Зпр=101 692,7+0,10*8510=102 543,7(руб)

Полученные данные сводим в таблицу и выбираем наиболее рациональный.

Таблица 2.2:Технико-экономические показатели по сравниваемым вариантам

Проведя оценку двух экскаваторов, можно сделать вывод, что применение ЭКГ-8И наиболее рационально и требует меньших затрат, в соответствии с этим выбираем буровой станок — СБШ-250−3 с диаметром стандартного долота 269,9 мм. Вид автотранспорта — БелАЗ с грузоподъемностью 40 т.

3. Общий режим работ и производительность карьера

Режим работы карьера круглогодичный. Руководствуясь положениями института «Гипроруда» принимаем шестидневную рабочую неделю с двумя сменами в сутки. Число рабочих дней в карьере принимаем в зависимости от климатических условий (Средний климатический район). Для заданных условий- 300 дней в году (таблица 2.4 2).

Вычисляем месячную, суточную, сменную производительность карьера по добыче и вскрыше:

Месячная производительность карьера по добыче

П^{д_мес=А_пи/n,т/мес (3.1)}

где Апигодовая производительность карьера по горной массе, т/год;

n— число месяцев в году.

П^д_мес=12 500 000/12=1 041 666,7 т/год;

Месячная производительность карьера по вскрыше

П^{вск_мес=А_вск/n,м3/мес (3.2)}

где Авскгодовая производительность карьера по вскрыше, м³/год;

П^вск_мес=4 000 000/12=333 333,3 м³/год П^вск_мес=10 000 000/12=833 333,3 т/год

Суточная производительность карьера по добыче

П^д_сут=П^д_мес/2Т_см, т/сут (3.3)

где 2-количество смен в сутки;

Т_см— число рабочих часов в смену, час;

П^д_сут=1 041 666,7/2*8= 65 104,2 т/сут

Суточная производительность карьера по вскрыше

П^вск_сут=П^вск_мес/2Т_см, м³/сут (3.4)

П^вск_сут=333 333,3/2*8=20 833,3 м³/сут

П^вск_сут=833 333,3/2*8=52 083,3 т/сут

Сменная производительность карьера по добыче

П^д_см=П^д_сут/2, т/см (3.5)

П^д_см=65 104,2/2=32 552,1 т/см

Сменная производительность карьера по вскрыше

П^вск_см=П^вск_сут/2, м³/cм (3.6)

П^вск_см=20 833,3/2=10 416,7 м³/см

П^вск_см=52 083,3/2=26 041,7 т/см

4. Подготовка пород к выемке

Оптимальный размер куска взорванной горной массы

d_ср.о=(0,15−0,2), м (4.1)

где Евместимость ковша, м³

d_ср.о=0,2*=0,4 м

Принимаем угол откоса рабочего уступа 85⁰, угол откоса уступа при погашении борта- 75⁰ (по таблице 1.40 3).

Используя рекомендации академика В. В. Ржевского и особенности устройства бурового станка СБШ-250 принимаем угол наклона скважины к горизонту равным 90⁰.

Диаметр скважины.

d_с=К_рсd_д, мм (4.2)

где К_рс— коэффициент расширения скважины при бурении, К_рс=1,05 (занятие 3 5);

d_д— диаметр долота, мм

d_с=1,05*269,9=283,4 мм

Длина скважины

Длина перебура рассчитывается по формуле:

l_{п=3dсlстр , м, (4.3)}

где l_стр— средний размер структурного блока в массиве, м;

l_п=3*0,283*1,2= 1 м

Длина скважины

L_скв=+l_п, м (4.4)

где sinугол наклона скважины к горизонту=90⁰;

L_скв=+1= 11 м

Длина забойки для сплошного колонкового заряда

l_з=(20−35) d _скв, м (4.5)

l_з= 20*0,283=5,5 м

Расчётная длина заряда

l_вв.р=L_скв-l_зр, м (4.7)

l_вв.р=11−5,5=5,5 м

В соответствии со свойствами пород и присутствием обводнённости выбираем взрывчатое вещество.

Выбираем взрывчатое вещество — Акватол Т-20

Переводной коэффициент ВВ (К_вв) равный 1,28 (таблица 5.1 5).

Плотность ВВ () =1,27 г/см³ (таблица 5.1 5

Рассчитываем проектный удельный расход ВВ

q_п=q_эК_ввК_дК_т К_vК_зК_оп, гр/м³ (4.8)

где q_э— удельный эталонный расход эталонного ВВ, кг/м³;

К_д— коэффициент, учитывающий трещиноватость пород;

К_v- коэффициент, учитывающий влияние объёма взрываемой породы;

К_з— коэффициент, учитывающий степень сосредоточения заряда;

К_оп— коэффициент, учитывающий местоположения заряда и число открытых поверхностей взрываемой части массива;

Значение К_д устанавливается по формуле:

К_д=0,5/d_ср.о (4.9)

где d_ср.о— оптимальный размер куска взорванной горной массы, м

К_д=0,5/0,4=1,25

Коэффициент К_т устанавливается для конкретных условий

К_т=1,2l_стр+0,2 (4.10)

где l_стр— средний размер структурного блока в массиве, l_стр=1,2 м (таблица 5.2 5)

К_т=1,2*1,2+0,2=1,64

Величина К_v находится по формуле:

К_v= (4.11)

где Нвысота уступа, м

К_v==1,14

Коэффициент К_з=1,25 (занятие 5 5)

Коэффициент К_оп=7 (занятие 5)

q_п=0,0282*1,28*1,25*1,14*1,25*7=0,450 кг/м³

Рассчитываем проектный удельный расход ВВ, используя методику «Гипроруды».

q_п¹=q_эК_ввК_дкК_сз, (4.12)

где q_э— удельный расход эталонного ВВ, q_э=0,75 кг/м³ (таблица 5.2)

К_дк— поправочный коэффициент, учитывающий средний оптимальный размер кондиционного куска породы, К_дк=1,43 (таблица 5.3);

К_сз— поправочный коэффициент, учитывающий расчётный диаметр скважины, К_сз=1,20 (таблица 5.4);

q_п¹=0.75*1.28*1.43*1.20=1,65 кг/м³

Для дальнейших расчетов принимаем наибольшее значение q_п =1,65 кг/м^3.

Выбираем сплошной колонковый заряд (см. рис.1).

Линия сопротивления по подошве.

W_р=53К_вd_скв, м (4.13)

где — угол наклона скважины к горизонту, град;

К_в— коэффициент, учитывающий взрываемость пород и равный1 для трудно взрываемых пород;

d_с— диаметр скважины, м;

mкоэффициент сближения зарядов, для трудно взрываемых пород- 0,9;

W_р=*53*1*0,283*=9 м

Линия сопротивления по подошве с учётом требования безопасности ведения буровых работ у бровки уступа

W_б=b_п+Н_у(ctg-ctg), м (4.14)

где b_п— ширина призмы возможного обрушения, м;

— угол откоса рабочего уступа, град;

Ширина призмы возможного разрушения

b_п=Н_у(ctg_у-ctg), м (4.15)

где _у— угол устойчивого откоса уступа (угол при погашении бортов), град;

b_п=10*(ctg75-ctg85)=2 м

W_б=2+10*(ctg85-ctg90)=3 м Для дальнейших расчётов принимаем W_р=9 м.

Параметры сетки скважин Расстояние между скважинами в ряду

а=mW, м (4.16)

где mкоэффициент сближения зарядов а=0,9*9=8,18 м Расстояние между рядами скважин при шахматной сетке скважин

b=0.85a, м (4.17)

b=0,85*8=6,87 м Смотри рис.1

Ширину буровой заходки

А_б=W+b(n_р-1), м (4.18)

где n_р— число рядов скважин.

А_б=9+7*(4−1)=30 м Вместимость ВВ в скважине

p=7,85d_скв², кг/м (4.19)

где d_скв— диаметр скважины, дм;

p=7,85*2,83²*0,9=56,6 кг/м Проверка расчётной массы заряда на вместимость Масса заряда в первом ряду

Q_з=q_пWaH_у, кг (4.20)

Q_з=1,65*9*8*10=1188 кг Масса заряда в последующих рядах

Q^,_з=q_пabH_у, кг (4.21)

Q^,_з=1,65*8*7*10=924кг Масса заряда по условиям вместимости заряда в скважину

Q_вв=pl_вв, кг (4.22)

где l_вв— длина заряда в скважине, м;

Q_вв=56,6*5,5=311,3 кг Условие Q^,_з(Q^,_з)Q_вв не выполняется, значит расчётная масса заряда ВВ не удовлетворяет массе заряда по вместимости. Изменяем сетку скважин с 8*7 на 4*3,5.

Масса заряда в первом ряду

Q_з=1,65*4,5*4*10=297 кг Масса заряда в последующих рядах

Q^,_з=1,65*4*3,5*10=231кг Теперь условие выполняется.

Объём взрываемого блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой

V_бл=Q_см.эn_смn_д, м³ (4.23)

где Q_см.э— сменная производительность экскаватора (таблица 7.1 [5]), м³/см;

n_см— число рабочих смен экскаватора в течении суток, ед;

n_д— обеспеченность экскаватора взорванной горной массой, для средних районов 15−20 суток;

V_см.э=1750*2*17=59 500 м³

Длина взрывного блока

L_бв=, м (4.24)

L_бл==396,7 м

Число скважин в одном ряду

n^,_скв=+1, шт. (4.25)

n^,_скв=+1=100 шт.

Скорректированная длина блока

L_б скор=n_сквa-1, м (4.26)

L_б скор=100*4−1=399 м Скорректированный объём блока

V_бл=L_б скор[W+b(n_р-1)], м³ (4.27)

V_бл=399[4,5+3,5*(4−1)]h=59 850 м³

Расход ВВ на блок

Q^,_вб=q_пV_бл, кг (4.28)

Q^,_вв=1,65*59 850=987525 кг Расход ВВ на блок исходя из расчётной массы скважинного заряда по условиям вместимости

Q^,_вб=n^,_сквn_рQ_вв, кг (4.29)

Q^,_вб=100*4*311,3= 124 520 кг Сопоставив Q^,_вб и Q^,_вб для дальнейших расчётов принимаем наибольший расход ВВ на блок равный 987 525 кг.

Оптимальный интервал замедления

=KW, мс (4.30)

где Ккоэффициент, зависящий от взрываемости породы, для трудновзрываемых пород К=1,5−2,5.

=1,6*4,5=7,2+25%=9 мс Принимаем пиротехническое реле РП-8 с замедлением 10 мс.

Выход горной массы с одного метра скважины

f=, м³/м (4.31)

f==13,6 м³/м По рекомендации М. Ф. Друкованного (таблица 8.2 [5]) принимаем диагональную схему с клиновым врубом (см. рисунок 3).

По схеме коммутации (рисунок 3) определяем величину угла между линией верхней бровки уступа и линией расположения одновременно взрываемых рядов скважин ()

0⁰ < < 90⁰.

Средняя скорость полёта кусков породы

V_с=4370−1050l_ср, м/с (4.32)

где l_ср— средний размер структурного блока в массиве, м;

V_с=4370−1050*1, 2=3110м/с

Начальная скорость полёта кусков породы

V_о=2V_с () ^0,5n1, м/c (4.33)

где q₁— удельный расход ВВ по первому ряду кг/м³;

q_1=оq_п, кг/м³ (4.34)

где _о— коэффициент, учитывающий фактическое состояние откоса уступа, _о=0,75 (занятие 8 [5]);

q₁=0, 75*1, 65=1, 23кг/м³

Значение показателя степени n₁ определяется по формуле:

n₁=1, 35-0,06l_ср (4.35)

n₁=1, 35−0, 06*1, 2=1, 28

V_о=2*3110*() ^{0, 5*1, 28}=43,9м/с Высота откольной зоны над подошвой уступа

h_о=0,5(l_вв-l_пер), м (4.36)

h_о=0,5*(5,5−1)=2,25 м По таблице 8.3 для горизонтальных скважин максимальная дальность взрывного перемещения породы при взрывании на подобранный откос уступа составляет В_о=25 м.

Дальность взрывного перемещения при принятой схеме коммутации

В=В_о(0,73+0,27cos2), м (3.37)

В=25*(0,73+0,27cos2*45)=18,25 м Общая ширина развала горной массы

В_р=А_б+В-h_оctg, м (3.38)

В_р=30+25−2,25*ctg85=54,8 м Параметры развала отображены на рисунке 4.

Ширина нормальной экскаваторной заходки

А_э=(1,5−1,7)R_чу, м (3.39)

где R_чу— радиус черпания экскаватора на горизонте установки;

Для ЭКГ-8И R_чу=12,2 м А_э=1,5*12,2=18,3 м Число заходок, за которое отрабатывается развал:

t=, шт. (3.40)

где Аэ— ширина заходки экскаватора, м

Вр— ширина развала взорванной горной массы, м

t==3 заходки В масштабе построим профиль развала (рис.3). Для этого вычислим высоту развала в первой и последующих точках. Первая точка будет располагаться на контакте с невзорванной частью массива, а последняя — соответствует самой удаленной точке развала, в ней высота равна нулю. Для каждой из остальных точек находят расстояние по подошве уступа от нижней бровки невзорванной части массива и вычислим их отношение

Высота развала в первой точке, м:

(3.41)

где tчисло заходок, за которое отрабатывается развал;

n — отношение буровой заходки к профилю развала;

n===0, 55 (3.42)

h1 = 0.5*0.55*10(3−0.55)= 8,1 м

Высота развала в каждой последующей точке, м:

(3.43)

,

,

,

,

,

Смотри рис.3

Средний коэффициент разрыхления в профиле развала

К_р=0,5(3-n³) (3.44)

К_р=0,5*(3−0,55³)=1,4

Расход ДШ на скважину

L_дi=L_с+L₁+L₂, м (3.45)

где L_с— длина скважины, м;

L₁— количество ДШ, необходимое для присоединения промежуточного детонатора, 1−1,5 м;

L₂— количество ДШ, необходимое для соединения концевиков ДШ с магистралью, 1−1,5 м;

L_дi=11+1,5+1,5=14 м Общее число скважин в блоке

N_с=n^,_сквn_р, шт. (3.46)

N_с=100*4=400 шт.

Расход ДШ на блок

L_дш=+2L_ш, м (3.47)

где L_ш— длина магистральной линии ДШ, для принятой схемы инициирования с учётом дублирования магистральной сети (рисунок 3)

L_ш=6500 м.

L_дш=400*14+2*6500=18 600 м Количество ЭД для инициирования ДШ в блоке равно 2 ед.

Расход промежуточных шашек-детонаторов на блок

N_ш=N_cn_ш, шт. (3.48)

где n_ш— расход шашек-детонаторов на скважину, n_ш=1 шт.

N_ш=400*1=400 шт.

Годовой расход ВВ и средств инициирования Годовой расход ВВ:

Р^г_вв=q_пQ_г, кг/год (3.49)

где q_п— проектный удельный расход ВВ, q_п=1,65 кг/м³;

Q_г— годовая производительность карьера по горной массе в метрах кубических;

Р^г_вв=1,65*5 000 000=8250000 кг/год Годовой расход ДШ:

Р_г^дш=Q_г, м/год (3.50)

где V_бл— скорректированный объём блока, м³;

Р_г^дш=*5 000 000=1553884,7 м/год

Годовой расход пиротехнических реле РП-8:

Р^г_рп-8=Q_г, шт./год (3.51)

Р^г_рп-8=*5 000 000=16708 шт./год Годовой расход шашек-детонаторов:

Р^г_ш-д=Q_г, шт./год (3.52)

Р^г_ш-д=*5 000 000=33417 шт./год Годовой расход ЭД:

Р^г_эд=Q_г, шт./год (3.53)

Р^г_эд=*5 000 000=167 шт./год По величине годового расхода ВВ выбираем зарядную машину марки МЗ-4А грузоподъёмностью 25 тонн, производительностью 500 кг/мин, подача ВВ к скважине осуществляется шнеком, обслуживается одним человеком.

Сменная производительность зарядного агрегата

Q_за=, т/см (3.54)

где Т_пр— время производственной работы за смену, Т_пр=7,2 часа;

G_б— грузоподъёмность зарядного агрегата, G_б=25 тонн;

Vскорость движения машины, V=20 км/час;

t_гр— время загрузки агрегата, t_гр=0,5 часа;

— коэффициент, учитывающий время переездов машины между скважинами и подготовки к заряжанию, =1,5;

Q_зс— средняя масса заряда, кг;

Q_зс=, кг (3.55)

где Q_вб— расход ВВ на блок, кг

Q_зс==2468,8 кг

t_з— время заряжания одной скважины, ч

t_з=, ч (3.56)

где Q_п— производительность подающего механизма зарядного агрегата, кг/мин;

Q_зс— средняя масса заряда, тонн;

t_з==0,08 часа

Q_за=99,2

По таблице 9.3 в соответствии с выбранной зарядной машиной выбираем забоечную машину с условием, чтобы их грузоподъёмности примерно совпадали. Выбираем ЗС-2М грузоподъёмностью 11 тонн, производительностью 1700 кг/мин, с двумя бункерами и вместимостью каждого бункера 4,4 м³, заполняет за 8 часов 140 скважин.

Инвентарный парк зарядных и забоечных машин при односменной работе.

Количество зарядных машин:

N_зар.м=, шт. (3.57)

где Д_рк— число рабочих дней карьера в течении года, Д_рк=300 дней;

N_зар.м=1 машина Количество забоечных машин

N_заб.м=, шт (3.58)

где А_гм— производительность карьера по горной массе, м³;

N_заб.м=1 машина Сменная производительность бурового станка

Q_б=, м/см (3.59)

где Т_см— продолжительность смены, Т_см=8 часов;

Т_пер — длительность ежесменных перерывов в работе 0,9−1,3 ч.

t_в— длительность вспомогательных операций, t_в=0,03−0,07 часа;

V_б— техническая скорость бурения, м/час;

V_б, м/час (3.60)

где P_о— усилие подачи, кН;

n_о— частота вращения бурового става, с^-1;

d_д— диаметр долота, м;

V_б=24,4 м/ч

Q_б==75, 8 м Теоретическая производительность СБШ-250−36 составляет 105 м за смену, что отличается от расчётной более, чем 10%, поэтому для дальнейших расчётов принимаем производительность, равную 105 метров за смену.

Годовая производительность бурового станка

Q^г_б=Q_бN_р.см, м/год (3.61)

где N_р.см— число рабочих смен бурового станка, N_р.см=425;

Q^г_б=105*425=44 625 м/год Инвентарный парк буровых станков

N_б.ст.и=, шт. (3.62)

где f— выход горной массы с одного метра скважины, м³/м;

N_б.ст.и==9 станков

Средний размер кондиционного куска в соответствии с вместимостью ковша экскаватора

d_к=0,525, м (3.63)

где Евместимость ковша экскаватора, м³;

d_к=0,525=1, 05 м По среднему линейному размеру кондиционного куска и категории пород по трещиноватости принимаем выход негабарита 13% (таблица 9.7 [5]).

Для разрушения негабарита применяем механический способ с помощью гидроударника «Раммер» С22 производительностью 60 м³/cм, т. к. в данных условиях возможно их применение и они являются более безопасными нежели взрывные способы разрушения.

Общий выход негабарита

А_н=, м³ (3.64)

где P_н— выход негабарита, %;

A_н==6500 м³

Парк установок для разрушения негабарита

N_ур=, шт. (3.65)

где Q_ур— сменная производительность установки, м³/см;

N_см— число рабочих смен установки в течении года, N_см=480;

N_ур==0,31 машины Радиусы опасных зон при проведении массовых взрывов:

По разлёту кусков породы

r_разл=1250_з, м (3.66)

где _з— коэффициент заполнения скважины ВВ:

_з=, (3.67)

_з==0,5

_заб— коэффициент заполнения скважин забойкой, _заб=1,0;

fвыход горной породы с одного метра скважины, м³/м;

dдиаметр скважины, м;

арасстояние между скважинами в ряду, м;

r_разл=1250*0,5*=433,5 м По сейсмическому воздействию

r_с=, м (3.68)

где К_г— коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого здания, К_г=12 [6];

К_с— коэффициент, зависящий от типа здания и характера застройки, К_с=1 [6];

— коэффициент, от условий взрывания, =0,8- для рассредоточенного взрывания [2];

Nколичество скважин, ед;

Qмасса ВВ на блок, кг;

r_с==213,8 м По действию ударной волны на застекление

r_с=65, м (3.69)

где Q_э — эквивалентная масса заряда, кг.

кг (3.70)

Q_э=12*56,7*0.283*0.004*3=2,31 кг

r_с=65*=98,8 м

Основные мероприятия, обеспечивающие безопасность взрывных работ:

1. Перед началом заряжания на границах опасных зон должны быть выставлены посты, обеспечивающие её охрану;

2. Люди, не занятые на заряжании блока, должны быть выведены из опасной зоны лицом технического надзора или помощником мастера;

3. Должны подаваться звуковые сигналы: предупредительный, боевой, отбой;

4. Пропуск людей к месту взрыва может разрешаться лицом технического надзора;

5. При производстве взрывов в тёмное время суток дополнительно к звуковым подаются световые сигналы — ракетами;

6. При обнаружении отказавшего заряда выставляют отличительный знак. Сведения о наличии отказов записываются в специальный журнал. Ликвидацию отказов ведут по указаниям лиц технического надзора;

7. Запрещается производить взрывные работы в тёмное время суток при недостаточном освещении;

8. Запрещается производить взрывные работы во время грозы.

5. Выемочно-погрузочные работы

Расчет производим для выбранного ранее экскаватора ЭКГ-8

Относительный показатель трудности экскавации

П_эр=0,022[d_ср+0,1_сдв+], (5.1)

гдеплотность пород, т/м³;

d_ср— средний размер кусков в развале, см;

К_р— коэффициент разрыхления в развале;

П_эр=0,022*[2,5*40+0,1*210+]=3,95

Фактический показатель трудности экскавации

П_эм=П_эрК_вК_тп, (5.2)

где К_в— коэффициент, учитывающий вид ВПМ, К_в=1,0 (таблица 6.2 [1]);

К_тп— коэффициент влияния типоразмеров мех. лапаты, К_тп=0,97 (таблица 8.1 [1]);

П_эм=3,95*1,0*0,97=5,3

Класс пород по экскавируемости-II.

Паспортная производительность экскаватора

Q_п=, м³/час (5.3)

где Евместимость ковша экскаватора, м³;

t_цп— паспортная продолжительность рабочего цикла, t_цп=26 сек;

Q_п==960 м³/час Продолжительность черпания мехлопат, сек.

t=194*+, сек. (5.4)

t=194*+=9,3сек.

Для среднего угла поворота под разгрузку (в=120) продолжительность поворотов, сек.

t= t*,сек. (5.5)

где — фактический угол поворота экскаватора, _ф=120 град;

_п— паспортный угол поворота экскаватора, _п=90 град;

t— паспортное время поворота экскаватора, t= 19 сек

t= 19 *= 25, 3 сек.

Минимальная продолжительность рабочего цикла принятого экскаватора, сек.

Т= t+ t+ t, (5.6)

где t— продолжительность разгрузки ковша мехлопаты в транспортные сосуды, сек.

Т=9,3+25,3+2,7=37,3сек.

Техническая производительность экскаватора

Q_тех=, м³/час (5.7)

где К_тв— коэффициент учитывающий технологию выемки, при использовании настилов (К_тв=0,8);

Т— фактическая продолжительность цикла, сек;

Q_тех==388,5 м³/час Для значения К=1,5 относительный показатель трудности экскавации П_эр=0,022*[2,5*40+0,1*210+]=2,73

Действительный показатель трудности экскавации П_эм=2,73*1,0*0,97=2,6

Величина коэффициента, учитывающего несоответствие между фактической трудностью экскавации пород в сложном забое и принятым расчетным показателем П

J = = 2, 04

Эффективная производительность экскаватора

Q_эф=Q_техК_потК_у, м³/час (5.8)

где К_пот— коэффициент, учитывающий потери за счёт просыпания из ковша, К_пот0,9;

К_у— коэффициент, учитывающий степень автоматизации процесса управления экскаватором, К_у=0,85;

Q_эф=388, 5*0, 9*0, 85=297, 2 м³/час Сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м³/см.

Q_экс =Q_эф *Т*К*К (5.9)

где К-коэффициент использования выемочной машины на основной работе (К=0,7)

Q_экс =297, 2*8* 0, 95 *0, 7=1581, 1 м³/см.

Годовая эксплуатационная производительность экскаватора

Q^г_экс= Q_экс *N_р.см, м³/год (5.10)

где N_р.см — число рабочих смен экскаватора в год, N_р.см =800

t_см— продолжительность смены, час;

Q^г_эс= 1581, 1*800=1 264 880 м³/год Инвентарный парк экскаваторов

N_э=, штук (5.11)

N_э= =3, 94 экскаватора

Основные мероприятия по безопасной работе экскаватора в соответствии с требованиями «Единых правил безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом»

1. Исправность машины должна проверятся ежесменно машинистом экскаватора, еженедельно механиком участка и ежемесячно механиком карьера. Все результаты проверки должны заноситься в журнал технического осмотра экскаватора.

2. Находящееся в работе оборудование должно быть в исправном состоянии и снабжено действующими сигнальными устройствами.

3. Запрещается производить смазку машин и механизмов вручную при работе экскаватора.

4. Запрещается использование открытого огня для разогрева масел и воды.

5. Все горные работы должны производиться в соответствии с паспортом утверждённым главным инженером предприятия.

6. Смазочные и обтирочные материалы должны храниться в специальных ящиках.

7. Хранение на горных машинах бензина и других легковоспламеняющихся жидкостей запрещено.

8. Экскаватор должен быть оборудован средствами пожаротушения.

6. Транспортирование горной массы

Определяем относительный показатель трудности транспортирования породы.

(6.1)

где W — влажность породы;

n — содержание глинистых частиц в породе;

В — коэффициент, учитывающий продолжительность транспортирования породы;

С — коэффициент влияния низких температур.

0,6*2,5+5*0,40*(1+0,01*210)+20*0,3*0,1*1,3*1,45=8,8

(6.2)

С=1−0,025* t = 1−0.025*(-18) = 1,45 (6.3)

Классифицируем породы по трудности транспортирования П_т=8,8, такие породы относятся к весьма трудно транспортируемым.

Выбираем модель автосамосвала БелАЗ-548А с грузоподъемностью 40 т.

Определяем количество ковшей породы, загружаемой в кузов каждого транспортного средства.

(6.4)

(6.5)

где n_к.г и n_к.о — количество ковшей породы, загружаемой в транспортный сосуд;

q — грузоподъемность транспортного средства, т;

V — вместительность его кузова, м³.

шт.

Находим фактические грузоподъемность и вместимость кузова транспортного средства.

(6.6)

(6.7)

Устанавливаем коэффициенты использования грузоподъемности (К_q) и вместимости (К_v).

(6.8)

(6.9)

Расчетная скорость движения принятой модели автосамосвала V_дв=25 км/ч.

Определяем интервал следования автомобилей.

(6.10)

где, а — допустимое расстояние между машинами при их остановке, м (а=2м);

l_a — длина машины, м;

t_д — время реакции водителя, ч;

L_т — длина тормозного пути, м.

Вычисляем пропускную способность автодорог при однополосном движении груженых машин (машин/час)

(6.11)

где n — число полос движения;

К_н — коэффициент неравномерности движения.

Устанавливаем расчетную пропускную способность автодороги при дополнительном коэффициенте резерва К_рез=0,85.

(6.12)

Находим провозную способность капитальной траншеи (т).

(6.13)

Рассчитываем необходимый сменный грузооборот карьера.

(6.14)

W_а>M_н, следовательно, расчетные значения подходят.

Вычисляем отношение паспортной грузоподъемности (q, т) автосамосвала к вместимости (V, м³) его кузова.

(6.15)

Т.к.,, то эксплуатационные ведем по фактической грузоподъемности (q_ф) транспортного средства.

Определяем время погрузки одного автосамосвала.

(6.16)

где К_н.в — коэффициент наполнения кузова самосвала, К_н.в=1,15;

К_р.в — коэффициент разрыхления породы в кузове, К_р.в=1,1;

Находим среднее время движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях.

(6.17)

где l₁, l_{2 ,} l₃ — протяженность участка путей с одинаковыми транспортными условиями, км;

— средние скорости движения поезда на этих участках, км/ч.

=6,1 мин

Рассчитываем время оборота автосамосвала.

(6.18)

где t_р — время разгрузки автосамосвала, мин;

t_з — время задержек и маневров, мин.

Определяем коэффициент, учитывающий трудность транспортирования породы.

Вычисляем сменную эксплуатационную производительность автосамосвала.

(6.19)

где К_и — коэффициент использования автосамосвала во времени в течении смены;

т/см.

Находим рабочий парк автосамосвалов, принимая организацию движения по открытому циклу.

(6.20)

=22,322 машины Определяем суточный пробег автосамосвала при двухсменном режиме его работы.

L_сут=, км (6.21)

L_сут==13,4км/сут.

Вычисляем инвентарный парк автосамосвалов.

(6.22)

где — коэффициент технической готовности автопарка (=0,94).

Основные правила безопасности на автотранспорте:

Скорость и порядок движения автомобилей устанавливается руководством предприятия, с учетом местных условий.

Проезжую часть дороги внутри карьера ограждают от призмы обрушения земляным валом или защитной стенкой высотой не менее 0,1 метра.

Все места погрузки и разгрузки, а так же внутрикарьерные дороги с активным движением освещают в темное время суток.

На линию разрешен выпуск только исправных машин.

Обгон на карьерных дорогах запрещен, за исключением тракторных средств.

Разрешен проезд в кабинах лиц технического надзора и отдельных рабочих с письменного разрешения администрации.

Движения автомобиля к пункту разгрузки разрешается только после разрешающего сигнала машиниста экскаватора.

При отсутствии козырька над кабиной водителя, водитель обязан выйти при погрузке, и находится за пределами радиуса действия ковша экскаватора.

При работе в карьере запрещается движение автомобиля с поднятым кузовом. Движение задним ходом на расстоянии более 30 метров, за исключением проходки траншеи.

Запрещается производить запуск двигателя, используя движение под уклон.

Площадка в пункте погрузки и разгрузки должен быть горизонтальным (допускается уклон не более 0,01) с размерами достаточными для маневрирования.

7. Отвалообразование

горный порода карьер экскаватор отвалообразование

В соответствии с выбранным видом транспорта (авто), принимаем бульдозерный способ отвалообразования. В соответствии с заданными породами в основании и способом отвалообразования угол откоса отвала=36⁰, а высота отвала 15 метров.

Определяем удельную приемную способность отвала, м³/ч.

(7.1)

где — коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова;

b — ширина кузова выбранного автосамосвала, м.

=6,1 м³/час

Годовая производительность по вскрыше 4 млн. м³, следовательно, принимаю бульдозер марки Д-358А.

Исходя из того, что в рассматриваемом варианте породы устойчивые, выбираем периферийное отвалообразование, т.к. оно экономичнее вследствие меньших объемов планирования и дорожных затрат.

На отвале целесообразно выделить несколько участков и поочередно вести их отсыпку и планировку.

Находим длину отвального участка по условиям планировки.

(7.2)

где Q_б — сменная производительность бульдозера ;

Определяем количество одновременно разгружающихся автосамосвалов.

шт (7.3)

где А_в — годовой грузооборот карьера по вскрыше, т;

t_р.м — продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала на отвале, мин.

машина

Вычисляем длину отвального участка по условиям беспрепятственной разгрузки автомашин.

(7.4)

где t_рм— время разгрузки автомобиля, м

=3,1 м

Для составления паспорта отвала принимаю наибольшее значение L= 90,2 м

Рассчитываем объем бульдозерных работ на отвале

(7.5)

=970,6 м³/см

=0,3 -коэффициент заваленности верхней площадки (на устойчивом основании)

Находим инвентарный парк отвальных бульдозеров

(7.6)

где К_инв — коэффициент, учитывающий количество бульдозеров, находящихся в ремонте.

=2,5 3 бульдозера

Определяем общую длину отвального фронта

(7.7)

В соответствии с требованиями единых правил безопасности разгрузочные площадки на отвалах должны иметь предохранительную стенку (вал) высотой не менее 1,0 м — для автосамосвалов грузоподъемностью свыше 10 т. В целях повышения уровня безопасности принимаем вал высотой 1,5метра.

Смотри рис.5

Основные требования правил безопасности при отвальных работах:

Работа на отвале производится согласно проекту установленному предприятием.

Если появляются признаки оползневых явлений, все работы на отвалах прекращают до разработки и утверждения, специальных мер безопасности.

Безопасную разгрузку автомашин вблизи бровки должен обеспечивать предохранительный вал высотой не менее 1 метр.

При отсутствии породного вала запрещается подъезд автосамосвалов к бровке ближе, чем на 5 метров.

При планировке отвала подъезд бульдозера к бровке откоса разрешен только отвалом вперед.

На отвалах должны вывешиваться предупредительные знаки об опасном нахождении людей на откосах отвалов, вблизи их основания и в местах разгрузки транспортных средств.

8.Расчет технологического графика работ на уступе

Поперечная площадь развала

S_р = К_рс[W + b (n_р-1)] h, (8.1)

Вариант 1: S_p = 1,3[7+5*(4−1)]*10 = 286 м².

Графически определяем площадь поперечного сечения развала из рисунка 4.

S_p =190+126=316 м².

Вычислить сменное подвигание забоя по каждой заходке.

(8.2)

где Y_cм — сменной подвигание забоя, м ;

S_i — поперечная площадь i — той заходки, м²;

Q_эс — сменная производительность экскаватора, м³.

Вариант 1: 1 — ая заходка м

2 — ая заходка м Затраты времени на отработку первой заходки.

(8.3)

где К_оэ — доля отработанной части заходки к началу планируемого периода.

см Затраты времени на отработку второй заходки.

см

Время на перегон экскаватора к началу заходки

(8.4)

где V_э — скорость передвижения экскаватора, V_э =450 м/ч;

K_пп — коэффициент, учитывающий потери времени в связи с необходимостью переключения машин к источникам электроснабжения, K_пп = 0,6 — 0,7.

см Продолжительность бурения скважин.

(8.5)

где f — выход горной массы, м³ ;

П_бс — сменная производительность бурового станка.

Вариант 1: см.

Затраты времени на зарядку и забойку скважин.

(8.6)

(8.7)

где Q_вб и Q_зб — расход ВВ (кг) и забоечного материала (м³);

П_зм и П_забм — сменная производительность зарядной (кг) и забоечной (м³) машин.

см см Затраты времени на монтаж взрывной сети

(8.8)

г де N_вм — норма времени на монтаж сети из 100 зарядов, N_вм = 6 чел.ч. (таблица 6.2. [8]);

F — количество взрывников.

см.

Время необходимое на проверку сети.

(8.9)

где N_сер — количество серий заряда, ед;

N_вв — норма времени на производство взрыва, N_вв = 0,55 чел. ч (таблица 6.2 [8]);

N_зам — расход РП — 8 на блок;

N_вз — норма времени на установку 100 РП — 8, N_вз =2,0чел.ч (таблица 6.2 [8]).

см

Затраты времени на производство всего комплекса взрывных работ.

Т_вв = (Т_з + Т_заб)К₁ + Т_м + Т_в + Т_пр, (8.10)

где К₁ — коэффициент совмещения зарядки и забойки скважины, К₁ = 0,8 — 0,9;

Т_пр — время, необходимое для проветривания блока, Т_пр = 0,1 (таблица 6.1 [8]).

Вариант 1: Т_вв = (0,84 +0,9)*0,8 +0,17+0,87+0,1 =2,5 см.

Время необходимое для отгона экскаватора.

(8.11)

см

Время необходимое для отгона бурового станка

(8.12)

см.

Технологический график показан на рисунке 6.

9. Экономическая часть

Для расчета общих капиталовложений по производству, приводим сводную таблицу 9.1 по капитальным затратам на приобретение оборудования и строительство транспортных коммуникаций.

Расчет амортизационных отчислений на реновацию.

Таблица 9.1 Сводные капитальные затраты на приобретение и строительство транспортных коммуникаций

Так как эксплуатационные затраты равняются 20−30% от капитальных затрат, получаем:

Расчёт годовых эксплуатационных затрат

Стоимость годового расхода ВВ

Выручка от реализации полезного ископаемого, рассчитывается по формуле:

= (9.1)

где Цо — оптовая цена 1 т полезного ископаемого, руб;

Ар — годовая производительность карьера по добыче, тыс. т.

Эксплутационные расходы на добычу полезного ископаемого, рассчитывается по формуле:

(9.2)

где С_д — себестоимость одной тонны полезного ископаемого, руб./т.

Эксплуатационные расходы на производство вскрышных работ, рассчитывается по формуле:

(9.3)

ЭКГ-5:

ЭКГ-8:

Таблица 9.2 Расчёт чистой прибыли, тыс. руб.