Оглавление

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

1.Определение параметров карьера

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

= 33года

Полный срок существования карьера, лет

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

=33+5=38 лет

2.Подготовка горных пород к выемке буровзрывным способом.

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 ;

=0,6 0,9-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 h_y – 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 q_p – расчетный удельный расход ВВ, кг/м³;

W_p – 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 n_рд – количество взрываемых рядов скважин.

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

25 м,

где К_в – коэффициент трудности взрывания пород;

К_в = 2 - 2,5; 2,5 – 3,0; 3,0 – 4,5 – соответственно для легко-, средне- и трудновзрываемых пород;

К_скв =1 – коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту.

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

28 м,

где К_з – коэффициент дальности отброса породы взрывом, зависящий от интервала замедления:

время замедления, мс – 0 10 25 50 75

К_з – 1 0,95 0,9 0,85 0,8

Ширина экскаваторной заходки, м

19 м,

где R_ry – 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 n_дн = 15-30 сут. – оптимальный запас взорванной горной массы;

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

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

1512 м³/смен,

где t_ц = 40 с – длительность рабочего цикла погрузки экскаватора, с;

V_квш – емкость ковша экскаватора, м³;

– коэффициент экскавации, учитывающий степень использования ковша экскаватора;

К_н = 0,75 – коэффициент наполнения ковша;

К_р = 1,45 – коэффициент разрыхления породы в ковше;

Т_смн = 7 ч – продолжительность рабочей смены экскаватора;

К_и(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 Q_к(гм) – годовая производственная мощность карьера по горной массе;

V_уд – 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 W_б– сопротивление по подошве первого ряда, м;

n_рд – количество взрываемых рядов скважин;

b – расстояние между рядами скважин, м;

a – расстояние между скважинами в ряду, м;

h_y – высота уступа, м;

L_скв – глубина скважин, м.

Годовая производительность станка шарошечного бурения, м/год

26450 м/год

где P_ос – осевая нагрузка на шарошечное долото, кН;

n_об – скорость вращения долота, об/мин;

Т_смн = 7 ч – длительность рабочей смены бурового станка;

К_и = 0,44-0,6 – коэффициент использования бурового станка во времени;

n_смн = 2 – количество рабочих смен бурового станка в сутки;

n_дн = 247-259 дн. – число рабочих дней бурового станка в календарном году;

П_б = f – показатель трудности бурения пород;

d_скв – 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.

3. Выемочно-погрузочные работы

Поскольку выбор типа экскаватора и расчет его сменой производительности произведены, здесь рассчитывается только годовая производительность экскаватора, м³/год

1134000 м³/год

где n_смн = 3 смены – число рабочих смен экскаватора в сутки;

n_дн = 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.

4. Перемещение карьерных грузов

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.