25125 (Технологический расчет основных процессов открытых горных работ)

ВВЕДЕНИЕ

На современном этапе формирования рыночной экономики страны основой функционирования и развития ее горной промышленности является открытый способ добычи полезных ископаемых. Ныне в России этим способом добывается около 90% железных руд, до 60% руд цветных металлов и угля [IV]. Разработка месторождений открытым способом обеспечивает значительно лучшие технико-экономические показатели, чем подземным.

Добыча полезных ископаемых открытым способом в нашей стране производится с давних времен. В настоящее время действуют предприятия большой производственной мощности.

Во второй половине 20 века в связи с истощением минерально-сырьевой базы России появилась устойчивая тенденция к освоению месторождений глубинного, нагорно-глубинного типа с вовлечением в разработку бедных руд, что предопределило значительное увеличение глубины карьеров, их размеров в плане и поставило горнодобывающие предприятия в более сложные условия.

По данным ИГД УрО РАН каждые 100 м роста глубины карьера сопровождаются снижением производительности буровых станков в среднем на 6-8%, экскаваторов на 8-12%, автосамосвалов на 16-22%, локомотивосоставов на 10-14%. Работа значительного числа а/с в карьере резко ухудшает экологическую обстановку. Решить ряд проблем можно внедрением на горных предприятиях новых решений в области техники и технологии.

Основным направлением в техническом перевооружении ОГР за рубежом в последнее десятилетие является широкое внедрение высокопроизводительного оборудования: буровых станков с диаметром долота до 450 мм, карьерных экскаваторов с ковшом вместимостью до 26 м³, автосамосвалов грузоподъемностью до 310 м³, различного вспомогательного оборудования, повышающего возможность основного и высвобождающего определенное число рабочих. В последние годы повышение технического уровня карьеров обеспечило рост сменной производительности труда по горной массе в среднем от 180 до 240 т (от 70 до 90 м³), а на ряде новых предприятий уровень сменной производительности труда достиг 95-100 м³/чел.

Одним из перспективных направлений является внедрение перспективных циклично-поточной и поточной технологий, в частности, на разработке месторождений скального и полускального типа. В нашей стране при активном участии машиностроительных институтов и заводов были обоснованы технические требования и создан ряд опытных образцов оборудования для ЦПТ, испытанных на ряде горных предприятий (Гайский, Ново-Кроворожский, Центральный Криворожский, Качканарский ГОКи и Тургоякский карьер). Положительные результаты научно-исследовательских, конструкторских, и опытно-промышленных работ позволили запроектировать и впоследствии реализовать ЦПТ на большинстве рудных комбинатов бывшего СССР. Опыт применения ЦПТ показал, что своевременное внедрение ее на глубоких карьерах позволяет сократить затраты на транспортирование горной массы на 15-20%, повысить производительность труда, снизить объем горно-капитальных работ и количество вредных выбросов в атмосферу.

Бурное развитие горных работ стало возможным благодаря достижениям горной науки техники в основу которых положены труды академиков Н.В. Мельникова, В.В. Ржевского, профессоров Е.Ф. Шешко, А.И. Арсентьева, В.С. Хохрякова, П.И. Токмакова и др

1. КРАТКАЯ ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ И ГОРНОТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

В данном работе проектируется карьер с размерами по длине L_к = 1000 м, по ширине В_к = 460 м. По условию производственная мощность карьера по полезному ископаемому составляет Q_пи = 1300 тыс. т/год, по горной массе

A_r = 2430 тыс. м³/год, по вскрыше V_в = 2010 тыс. м³/год.

Крепость полезного ископаемого составляет f=14. В соответствии с классификацией горных пород по шкале крепости проф. М.М. Протодьяконова, данное полезное ископаемое относится к категории очень крепких пород. Из литературы следует, что это полезное ископаемое – мрамор среднетрещеноватый. Его пределы прочности и плотность: σ_сж=125 МПа, σ_сдв=19,2 МПа, σ_раст =10,8 МПа, γ = 2,5 т/м³.

Определяем показатель трудности разрушения по формуле:

П_Р = 0,05[К_тр·(σ_сж + σ_сдв + σ_раст.) + γ·g]; (1) [II]

где: g – ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с²;

К_тр – коэффициент, учитывающий трещиноватость, К_тр = 0,85

П_Р = 0,05[0,85·(125 + 19,2 + 10,8) + 2,5·9,8] = 7,81;

По классификации акад. В.В. Ржевского полезное ископаемое относится по показателю трудности разрушения ко II классу и 8 категории.

Определяем показатель трудности бурения по формуле:

П_б = 0,07(σ_сж + σ_сдв + γ·g); (2) [II]

П_б = 0,07(125 + 19,2 + 2,5·9,8) = 11,8;

В соответствии с классификацией акад. В.В. Ржевского по показателю трудности бурения, порода относится к III классу – труднобуримая и 12 категории. Вскрышные породы с коэффициентом крепости f = 12 и показателем трудности бурения П_б = 10 относится ко II классу и 10 категории – средней трудности бурения.

Месторождение можно охарактеризовать:

- По форме: плитообразная залежь, т.к. вытянута преимущественно в двух направлениях;

- В зависимости от положения относительного господствующего уровня поверхности и глубины залегания: глубинного типа, т.к. мощность покрывающих пород М_п = 30 м;

- По углу падения: крутая залежь φ = 70º;

- По мощности: весьма мощное m_пи = 35 м.

Пояснительная схема разработки залежи

2. РЕЖИМ РАБОТЫ КАРЬЕРА, ОБЩАЯ ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ В КАРЬЕРЕ

В соответствии с нормами технологического проектирования для данных условий принимается круглогодичный режим работы карьера, при шестидневной рабочей неделе. Количество рабочих дней в году равно 300. Суточный режим работ трехсменный, продолжительность рабочей смены – 8 часов. Число рабочих смен в году – 900.

Определение границ карьерного поля.

По условию размеры карьера по поверхности составляют 1000460 м.

Глубина карьера определяется по формуле:

, м;

где: к_из – коэффициент извлечения запасов полезного ископаемого (0,95-0,97);

к_гр – граничный коэффициент вскрыши;

м – горизонтальная мощность залежи;

м;

С учетом принятых углов наклона бортов карьера размеры карьера по дну составят.

Длина карьера по дну:

м;

Ширина карьера по дну:

м.

где: А – длина карьера по верху, А = 1000 м;

В – ширина карьера по верху, В = 460 м;

α,α´ - углы откосов нерабочего и рабочего бортов карьера;

Н – глубина карьера, м;

м;

м.

3. ПОДГОТОВКА ГОРНОЙ МАССЫ К ВЫЕМКЕ

Подготовку горных пород к выемке осуществляем буровзрывным способом.

3.1 Буровые работы

3.1.1 Выбор и обоснование бурового оборудования

Первоначально выбираем диаметр скважины. При показателях трудности бурения 10 и 11,8 выбираем d_скв = 243 мм.

Буровые станки шарошечного бурения в настоящее время получили широкое распространение при бурении скважин диаметром 160-320 в породах с П_б > 5. По коэффициенту крепости выбираем станок СБШ-250МН.

Таблица 3.1 [IV] Техническая характеристика бурового станка СБШ-250МН

3.1.2 Технологические расчеты параметров буровых работ

Определяем техническую скорость бурения по формуле:

V_б.ш. = 2,5·Р₀·n_в·10^-2/(П_б·d_д²), м/ч; (3.1) [I]

где: Р₀ – усилие подачи, Р₀ = 294,3 кН;

n_в – частота вращения штанги n_в = 16,43 с^-1;

d_д – диаметр долота - d_д = 0,214 м;

V_б.ш. = 2,5·294,3·16,43·0,01/(11,8·0,243²) = 14,7 м/ч;

Определяем сменную производительность станка по формуле:

, м/смену; (3.2) [II]

где: К_пр – коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, К_пр = 0,75÷0,85;

Т_см – продолжительность смены, Т = 8 ч;

Т_пз – время на подготовительные и заключительные работы, Т_пз = 0,5 ч;

Т_р – регламентированный перерыв, Т_р = 1 ч;

t_в – вспомогательное удельное время бурения скважин, t_в = 0,033÷0,066 ч/м;

t_о – удельное основное время бурения скважин, ч/м:

t_о = 1/V_б, ч/м;

t_о = 1/14,7 = 0,068 ч/м;

м/смену;

Выбранный буровой станок СБШ-250МН имеет ряд достоинств высокая скорость бурения, при работе станка не требуется доставка воды и тяжелого инструмента (долот), возможность регулировки осевого давления и числа оборотов в широких пределах, возможность бурения наклонных скважин. Также имеются и недостатки: большая масса станка, недостаточная стойкость шарошек и большой их расход.

Оценка взрываемости горных пород осуществляется по эталонному расходу (г/м³) взрывчатого вещества – аммонита 6ЖВ.

Определяем эталонный удельный расход ВВ по формуле:

q_э = 2*10^-1(σ_сж+ σ_сдв+ σ_раст+γ·g), г/м³; (3.3) [II]

где: σ_сж, σ_сдв, σ_раст – пределы прочности горной породы на сжатие, сдвижение и растяжение, МПа: σ_сж = 125 МПа; σ_сдв = 19,2 МПа; σ_раст = 10,8 МПа;

γ – плотность горной породы, γ = 2,5 т/м³;

g – ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с²;

q_э = 2*10^-1(125 + 19,2 + 10,8 + 2,5·9,8) = 24,5 г/м³;

Определяем проектный удельный расход ВВ по формуле:

q_п = q_э * К_вв * К_д * К_тр * К_сз * К_у * К_оп, г/м³; (3.4) [II]

где: К_вв – переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ

(аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере:

К_вв = 1,2;

К_д – коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

К_д = 0,5/d_ср;

где: d_ср – требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м: