Logo GenDocs.ru

Поиск по сайту:  

Загрузка...

Курсовой проект - Открытая разработка месторождений полезных ископаемых - файл Курсовой проект по основам горного дела.doc


Курсовой проект - Открытая разработка месторождений полезных ископаемых
скачать (647.8 kb.)

Доступные файлы (10):

Выемка горных пород.dwg
Курсовой проект по основам горного дела.doc240kb.10.02.2010 20:56скачать
Основные параметры карьера.dwg
Паспорт буровзрывных ВСКРЫША.dwg
Паспорт буровзрывных ПОЛЕЗНОЕ ИСКОПАЕМОЕ.dwg
Перегрузка породы в думпкары.dwg
План карьера.dwg
Поперечный разрез карьера.dwg
Рабочие параметры мехлопаты.dwg
Схема отвалообразования с использованием мехлопаты.dwg

содержание
Загрузка...

Курсовой проект по основам горного дела.doc

Реклама MarketGid:
Загрузка...
Федеральное агентство по образованию

Государственное образовательное учреждение

высшего профессионального образования

Московский государственный открытый университет

Губкинский институт (филиал)

Кафедра техники и технологии горного производства


КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

ПО ДИСЦИПЛИНЕ: «ОСНОВЫ ГОРНОГО ДЕЛА»

НА ТЕМУ: «ОТКРЫТАЯ РАЗРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ»

Выполнил студент

группы

Шифр

Проверил: Карпов В.В.
Губкин

2009 г
Содержание:


  1. Задание на курсовой проект…………………………………………………………….3




  1. Исходные данные………………………………………………………………………..4




  1. Физико – технические свойства………………………………………………………...5




  1. Расчет параметров карьера……………………………………………………………...6

    1. Поперечный разрез карьера……………………………………………………….9

    2. План карьера………………………………………………………………………10




  1. Определения срока службы карьера…………………………………………………..11




  1. Определение показателей трудности осуществления основных производственных процессов………………………………………………………………………………..12




  1. Подготовка горных пород к выемке…………………………………………………..14

    1. Паспорт буровзрывных работ для вскрыши……………………………………22

    2. Паспорт буровзрывных работ для полезного ископаемого……………………23




  1. Расчет параметров выемочно - погрузочных работ…………………………………24

    1. Выемка горных пород……………………………………………………………26

    2. Рабочие параметры мехлопаты………………………………………………….27

    3. Перегрузка породы в думпкары…………………………………………………28



  1. Расчет параметров перемещения груза в карьере…………………………………….29




  1. Отвалообразование вскрышных пород………………………………………………..34

    1. Схема отвалообразования с использованием мехлопаты……………………...37




  1. Сводная таблица показателей курсового проекта……………………………………38




  1. Список используемой температуры…………………………………………………...40




  1. Основные чертежи……………………………………………………………………...41



1. Задание на курсовой проект.


В курсовом проекте «Разработка месторождения полезного ископаемого открытым способом», рекомендуется изложить решение 7-8-и задач, относящихся к основным технологическим процессам горного производства:

  • Рассчитать параметры карьера;

  • Определить коэффициент вскрыши;

  • Рассчитать показатели:

    • πр - трудности разрушения пород вскрыши и полезного ископаемого;

    • πб - трудности бурения;

    • взрываемости пород вскрыши и полезного ископаемого (эталонный удельный расход ВВ, г/м3);

  • Выполнить расчет буровзрывных работ:

    • выбор бурового станка, определение качества буровых станков;

    • расчет параметров взрывных скважин;

    • расчет проектного удельного расхода ВВ;

    • расчет массы заряда в скважине

    • схема размещения зарядов на взрываемом блоке;

    • паспорт буровзрывных работ в масштабе (на листе А-4);

  • Выполнить расчет экскавационных работ:

    • выбор экскаватора, техническая характеристика выбранного экскаватора;

    • расчет производительности экскаватора;

    • определение потребного парка экскаваторов;

    • параметры забоя экскаватора;

    • паспорт забоя экскаватора в масштабе;

  • Перемещение горной массы в карьере и за его пределы:

    • расчет полезной массы поезда;

    • расчет пропускной и привозной способности дороги, рабочий и инвентарный парк подвижного состава;

  • Отвалообразование, расчеты параметров;

  • Сводная таблица применяемого основного и вспомогательного горного оборудования.

2. Исходные данные.




п/п

Наименование показателей

Обозначение

Единицы

измерения

Значение


1.

Угол падения залежи полезного ископаемого


α


градус


59


2.


Мощность наносов


hн


м


10

3.


Мощность толщи полезного ископаемого



m



м



80


4.


Размер залежи полезного ископаемого по простиранию



Lq



м



2600


5.


Граничный коэффициент вскрыши



кгр



м33



5.0


6.


Грузопотоки:

по вскрыше
по добыче



Wв
Wп.и



м3/смена
м3/смена



2900
1100


7.


Вид транспорта:

на вскрыше
на добыче


комбинированный:

автомобильный – перегрузка – ж.д. транспорт


8.


Расстояние перевозки груза:

по временным путям
по постоянным путям



Lпер
Lпер



м
м



2000
4000


9.


Угол откоса уступа:

вскрыша
полезные ископаемые
отвалы



βв
βп.и
βо



градус
градус
градус



75
80
30


3. Физико-технические свойства




п/п

Наименование

показателей

Обозначение

Единица измерения

Величина

вскрышных пород

наносы

полезные

ископаемые


1.


Плотность


γ


н/дм3


26





30


2.


Коэффициент крепости



f




12






9


3.


Средний размер отдельности


Lср


м


1.00





0.95


4.


Коэффициент трещиноватости



кт




0.90






0.75


5.


Угол откоса борта карьера:

лежащего бока
висячего бока


βл
βв


градус
градус


41
41





41
41


6.


Влажность в массиве



W



%



1






1


7.


Предел прочности :

на сжатие
на сдвиг
на растяжение


δсж
δсдв
δраст


МПа
МПа
МПа


120
20
8





90
11
7


8.




кр




1.4





1.4



Руководящий подъем в траншеи iр = 30 ‰

Расстояние до верхнего горизонта добычи от поверхности h = 25.


4. Расчет параметров карьера.


4.1.Определяем горизонтальную мощность залежи
mг=m/sinα, м
где m – истинная мощность,

α – угол падения залежи, градус.
mг=80/sin59=93 м.
4.2.Определение периметра дна карьера
Рд=(Lд+Bд)*2, м
где Рд – периметр дна карьера, м;

Lд – длинна залежи по простиранию, м;

Вд – ширина дна карьера, изменяется в зависимости от применяемой техники (Вд =30 – 40).
Рд=(2600+40)*2=5280 м.
4.3.Определяем площадь дна карьера
Sд=Lд*Bд, м2,
Sд=2600*40=104000 м2.
4.4.Определяем глубину карьера по формуле профессора Боголюбова Б.П.:
Нкизв*mггр/(ctgβв+ctgβл), м
кизв=(0,95 – 0,98) – коэффициент извлечения полезного ископаемого при открытом способе разработки;

кгр – граничный коэффициент вскрыши м33;

βв – угол откоса борта карьера в конечном положении по висячему боку;

βл – угол откоса борта карьера в конечном положении по лежачему боку;

Если породы висячего и лежачего боков имеют равновеликие свойства и отрабатываются под одним углом откоса борта в конечном положении βлвср, тогда
Нк=0,5* кизв* mг* кгр*tgβср
Нк=0.97*93*5/(2*ctg41)=196 м.
4.5.Угло откоса борта карьера:

При ориентировачных расчетах можно пользоваться данными Гипроруды [стр. 18 П.И. Томаков, И.Н. Наумов; изд II е]:

Таблица 1.2.


Породы

Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Портодьяконова

Угол откоса борта (градусы) при глубине карьера, м




≤90


≤180


≤240


≤300


>30

В высшей степени крепкие и очень крепкие



15 – 20



60 – 68



57 – 65



53 – 60



48 – 54



43 – 49

Крепкие и довольно крепкие


8 – 14


50 – 60


48 – 57


45 – 53


42 – 48


37 – 43

Средней крепости


3 – 7


45 – 50


41 – 58


39 – 45


36 – 43


32 – 37

Довольно мягкие и мягкие


1 – 2


30 – 43


28 – 41


26 – 39


26 – 36


-

Мягкие и землистые


0,6 – 0,8


21 – 30


20 – 28



-


-


-



^ 4.6.Определяем объем полезного ископаемого максимально извлекаемого из карьера в конечных контурах:
Vп.и.=[mгк - ((mг – Вд)2*tgβв/4)]*Lд, м3
mг – горизонтальная мощность залежи, м3;

Нк – глубина карьера в конечном положении, м;

Вд – ширина дна карьера в конечном положении, м;

βв – угол откоса борта карьера в конечном положении, градус;

Lд – длинна залежи по простиранию, м.
Vп.и.=[93*196-(93-40) 2*tg41/4]*2600=45805613 м3.
^ 4.7.Определяем объем горной массы в контурах карьера (м3):
Vг.м.=Sдк + ½*Рдк2*ctgβк + 1/3*π* Нк3*ctg2βк



Sд – площадь подошвы карьера в конечном положении, м2;

Нк – конечная глубина карьера, м;

Рд – периметр дна карьера, м;

βк – угол откоса борта карьера в конечном положении, градус;
Vг.м.=104000*196+5280*1962*ctg41/2+π*1963*ctg241/3=141089902 м3.
4.8Объем вскрыши:
Vв=Vг.м. – Vп.и.
Vв=141089902-45805613=95284289 м3.
4.9.Коэфициент вскрыши (средний промышленный):
кср= (Vг.м. - Vп.и.)/ Vп.и.= Vв/ Vп.и, м3/ м3
кср=95284289/45805613=2.1 м3/ м3.
4.10.Размеры карьера на дневной поверхности:
4.10.1.Площадь:
Sп.к= Sд + Р* Нк*ctgβв + π* Нк2*ctgβк, м2;
Sп.к=104000+5280*196*ctg41+π*1962*ctg41=1433328 м2.
4.10.2.Длинна:
Lд.к.= Lк + 2* Нк* ctgβк, м;
Lд.к.=2600+2*196*ctg41=3051 м.
4.10.3.Ширина:
Вш.д.= Вд + 2* Нк* ctgβк, м.
Вш.д.=40+2*196*ctg41=491 м.
5.Определение срока службы карьера

В исходных данных установлен грузопоток по добыче полезного ископаемого Wп.и., м3/смен. (за смену).

По нормам технологического проектирования для рудных карьеров режим работы принимается круглогодовой при непрерывной семидневной неделе – число рабочих дней в году для средней полосы – 300.

Число рабочих смен в сутки – три по 8 часов каждая.

Тогда годовой объем добычи(Аг, м3/год):
Аг= Wп.и*N*n, м3/год или т/год

N=300 – количество рабочих дней в году,

n=3 – число смен в сутке,

Wп.и – сменный грузопоток по добыче (м3 или т)

Аг=1100*300*3=990000 м3/год.
^ Срок службы карьера:
Р=Vп.и./ Аг, год

Vп.и – запасы полезного ископаемого в контурах карьера, м3 или т.
Р=45805613/990000=46.5 лет,
С учетом разработки и затухания карьера
Р=53 года.
6.Определяем показатели трудности осуществления основных производственных процессов:

6.1.Показатель трудности разрушения породы (πр):
πр=0,05*[кт*(σсж + σсдв + σраст) + γ*g],
кт – коэффициент трещеноватости;

σсж – предел прочности горной породы при одноосном сжатии;

σсдв – предел прочности при сдвиге;

σраст – предел прочности при растяжении;

g=9,81 м/сек2 – ускорение свободного падения;

γ – плотность породы.

Если γ=Н/дм3, то формула приобретает вид:
πр=0,05*[кт*(σсж + σсдв + σраст) + γ].
6.1.1.Для вскрышных пород:
πр=0.05*(0.9*(120+20+8)+26)=7.96,
πр=8 – II класс.
6.1.2.Для пород полезного ископаемого:
πр=0.05*(0.75*(90+11+7)+30)=5.55,
πр=6 – II класс.
6.2.Показатель трудности бурения породы:
πб=0,07*( σсж + σсдв+ γ*g),
γ – плотность породы, т/м3, если γ= Н/дм3, то
πб=0,07*( σсж + σсдв+ γ).
6.2.1.Для вскрышных пород:
πб=0.07*(120+20+26)=11.62,
πб=12 – III класс.
6.2.2.Для пород полезного ископаемого:
πб=0.07*(90+11+30)=9.17,
πб=10 – II класс.
6.3.Взрываемость горных пород:
Определяем удельный эталонный расход ВВ [qэ, г/м3],
qэ=0.2[(σсж + σсдв + σраст) + γ*g], г/м3,
g=9,81 м/сек2 – ускорение свободного падения;

γ – плотность породы, т/м3, если γ= Н/дм3, то
qэ=0.2[(σсж + σсдв + σраст) + γ].
6.3.1.Для вскрышных пород:
qэ=0.2*((120+20+8)+26)=34.8,
qэ=35 – IV класс.
6.3.2.Для пород полезного ископаемого
qэ=0.2*((90+11+7)+30)=27.6,
qэ=28 – III класс.

7.Подготовка горных пород к выемке:

Если на проектируемом участке вскрыши или добычи горные породы подготавливаются к выемке с помощью буровзрывных работ, а в выемке учавствуют экскаваторы (ЭКГ), прямые мехлопаты с ковшом, производится расчет буровзрывных работ. Проведение буровзрывной подготовки определяется показателем трудности разрушения (πр), показателем буримости (πб), взрываемостью (qэ) и крепостью породы по Портодьяконову.

Если вскрышные породы (наносы с вмещающие породы) имеют f≤4, расчет взрывных пород не производится, разрушение горных пород выполняет ЭКГ.
7.1.Расчет параметров буровзрывных работ:
7.1.1.Определяем проектный удельный расход ВВ (проектируем взрыв):
qn= qэ* кперв* кд* км* ксз* кобъем взр* ксп, г/м3,

кперв(иногда обозначают квв) – переводный коэффициент от эталонного ВВ (аммонит И6ЖВ);

Коэффициенты перевода ВВ на аммонит №6 по работоспособности:

Таблица 1.5.

ВВ

е

ВВ

е

Аквотал М-15

0,76

Зерногранулит 79/21

1,0

Аммонал скальный №3

0,80

Ифзанит Т-80

1,08

Граммонал А-8

0,80

Динафталит

1,08

Аммонит скальный №1

0,80

Акватол 65/35

1,10

Детонит М

0,82

Зерногранулит 50/50 В

1,01

Алюмотол

0,83

Гранулит М

1,13

Акватол АВМ

0,95

Игданит

1,13

Акватол МГ

0,93

Граммонал А-50

1,08

Гранулит АС-8

0,89

Ифзанит Т-60

1,08

Аммонал водоустойчивый

0,90

Зерногранулит 30/70 В

1,26

Гранулит АС-4

0,98

Акватол АВ

1,20

Аммонит № 6 ЖВ

1,0

Гранулотло

1,20

Карботол ГЛ-10 В

0,79

Карботол 15 Т

1,42


кд – коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления (кд=0,5/dср);

dср – средний размер куска, м;

кт – коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва (учитывающий трещеноватость, кт = 1,2*lср+0,2 (lср – средний размер отдельности в массиве, м);

ксз – коэффициент учитывающий степень сосредоточенности заряда ВВ, зависит от диаметра скважины:

dcк=100 мм - ксз=0,9 - 1

dcк=200 мм - ксз=1 - 1,05

dcк=250 мм - ксз=1,2 - 1,25

dcк=300 мм - ксз=1,25 - 1,30

кобъем взрν) – коэффициент учитывающий объем взрываемой породы:
кν=(Ну/15)1/3,
Ну – высота уступа (10 – 18 м), если Ну>18 м, то кν=(15/ Ну)1/3,

ксп – коэффициент учитывающий количество свободных поверхностей взрываемого массив:

1 открытая поверхность ксп=10

2 – е открытые поверхности ксп =8

3 – и открытые поверхности ксп =6

4 – е открытые поверхности ксп =4

5 – ть открытых поверхностей ксп =2

6 – ть открытых поверхностей ксп =1
7.1.1.1.Для вскрышных пород:
qn=34.8*1*1.5*1.4*1.23*1*8=720 г/м3.
7.1.1.2.Для пород полезного ископаемого:
qn=27.6*1*1.5*1.34*1.23*1*8=550 г/м3.
7.1.2.Линия сопротивления по подошве:
W=( к1*Р/(m*qn))1/2, или W=((0,56*Р2 + 4*q*P*Hу*Lc)1/2 – 0.75*Р)/(2*m*qn*Hу),
к1, - коэффициент, учитывающий трудность взрывания;

к1 = Lвву;

Ну – высота уступа, м;

Lc – длинна скважины;

m – коэффициент сближения скважин:

Для ориентировочных расчетов:

m = 1.1 – 1.4 – для легко взрываемых пород;

m = 1.0 – 1.1 – для средне взрываемых пород;

m = 0.75 – 1.0 – для трудно взрываемых пород;

Р = 7.85* dc2*Δ, кг/м – вместимость по ВВ 1 м скважины

dc– диаметр скважины, дм;

Δ – плотность заряжания, коэффициент учитывающий

при ручном заряжании – 0.9;

при механизированном – 1;

при водонаполненных ВВ – 1.4 – 1.6;

qn – проектный расход ВВ, кг/м3.

В практике W=(40 - 45)dc, W=(35 – 40)dc, W=(25 – 35)dc соответственно для легко-, средне- и трудно взрываемых пород.

Проверим на безопасность бурения при расчете ЛСПП (W по любой формуле должна удовлетворять условию безопасного бурения скважин):
7.1.2.1.Для вскрышных пород:
W=((0.56*502+4*0.72*50*15*18)1/2-0.75*50)/(2*1*0.72*15)=8 м.
7.1.2.2.Для пород полезного ископаемого:
W=((0.56*502+4*0.55*50*15*18)1/2-0.75*50)/(2*1*0.55*15)=9 м.


Wmin= Ну*ctgα + 3, м Wлпп≥ Wmin

α – угол откоса уступа;

Ну – высота уступа, м.

3 – высота min от верхней бровки уступа, м по ПТБ.
7.1.2.2.1.Для вскрышных пород:
Wmin=15*ctg75+3=7 м.
7.1.2.2.2.Для пород полезного ископаемого:
Wmin=15*ctg80+3=5.64 м.
7.1.3.Параметры расположения скважинных зарядов:
а=m*Wлпп,
а – расстояние между скважинами в ряду;

m – эмпирический коэффициент, зависящий от класса взрываемости горных пород:
I кл, II кл, (qэ≤20 г/м3) – m=1.1 – 1.4

II кл, II кл, (qэ≤30 г/м3) – m=1.0 – 1.1

IV кл,V кл, (qэ≤50 г/м3) – m=0.75 – 0.85
7.1.3.1.Для вскрышных пород:
а=0.8*8=6.4 м.
7.1.3.2.Для пород полезного ископаемого:
а=1.05*9=9.45 м.
7.1.4.Параметры расположения скважинных зарядов:
Скважины в рядах расположении в шахматном порядке:

b=0.85*а, м;
Скважины в рядах расположены в квадрат:
b=а, м;
b – расстояние между рядами;

а – расстояние между скважинами;
7.1.4.1.Для вскрышных пород:
b=6.4 м.
7.1.4.2.Для пород полезного ископаемого:
b=9.45 м.
7.1.5.Определяем параметры взрывных скважин:

  • Диаметр скважины:

- при показателях: взрываемости II – III классы, трудности бурения – I класс dc=9,7*Е + 112, мм;

- при показателях: взрываемости III – IV классы, трудности бурения – II - III класс dc=13*Е + 116, мм;

- при показателях: взрываемости IV – V классы, трудности бурения – III - IV класс dc=17*Е + 112, мм;

Е – емкость ковша экскаватора, м3, принятого к выемке горных пород в проекте (В.В. Ржевский, «Технология и комплексная организация ОГР», М. Недра 1975 г. стр. 152).

7.1.5.1.Для вскрышных пород:
dc=220 мм.
7.1.5.2.Для пород полезного ископаемого:
dc=220 мм.


  • Глубина скважины, Lc, м:



Lc=1/sinβ*(Hу+ln),
Β – угол наклона скважины к горизонту, градус;

Hу – высота уступа, м;

ln – глубина перебура скважины из условий проработки подошвы уступа:
ln=(10 – 15)*dc,
При взрываемости пород II класса - ln≤10*dc,

При взрываемости пород III – IV классов - ln≤15*dc,
7.1.5.3.Для вскрышных пород:
Lc=(15+12.5*0.22)=18 м.
7.1.5.4.Для пород полезного ископаемого:
Lc=18 м.


  • Длинна забойки:


В зависимости от класса взрываемости горных пород:
Lз=(10 – 20)*dc, м
7.1.5.5.Для вскрышных пород:
Lз=15*0.22=3 м.
7.1.5.6.Для пород полезного ископаемого:
Lз=3 м.


  • Длинна заряда:


Lвв= Lc - Lз, м
7.1.5.7.Для вскрышных пород:
Lвв=18-3=15 м.
7.1.5.8.Для пород полезного ископаемго:
Lвв=15 м.


  • Масса заряда в скважине:


Qзр=P* Lвв, кг;
Qзр – расчетный заряд ВВ в скважине;

Р = 7.85* dc2*Δ, кг/м – вместимость по ВВ 1 м скважины

dc – диаметр скважины, дм;

Δ – коэффициент, учитывающий плотность заряжания.

В практике масса заряда Qзр=qn*W*Hу*a.

Для второго заряда Qзр= qn*b*Hу*a.
7.1.5.9.Для вскрышных пород:
Qзр=37*15=560 кг.
7.1.5.10.Для пород полезного ископаемого:
Qзр=560 кг.
7.1.6.Определяем схему коммутации зарядов:


Приняв расчетно объем взрыва для производительной работы экскаватора, устанавливаем рядность расположения скважин (1 или 2, 3 и и.д.) и положение скважин в рядах – «квадрат» или «шахматное».

Принимаем вид взрывания – мгновенное или короткозамедленное или другое. При замедленном взрывании определяем интервал замедления:
t=k*Wлпп k=2 – 4

k – коэффициент, зависящий от взрываемости.
7.1.6.1.Для вскрышных пород:
t=2*8=16 мс.
7.1.6.2.Для пород полезного ископаемого:
t=1.5*9=14 мс.
7.2.Параметры развала:
7.2.1.Ширина развала:
- при однорядном мгновенном взрывании:
Во≈kв*kβ*(qn)*Hу, м
kв – коэффициент характеризующий взрываемость пород

kв=2*( I) кл,

kв=2.5*(II – III) кл,

kв=3*(IV – V) кл.

kβ – коэффициент, учитывающий угол наклона скважины

при β=90 град. kβ=1
- при многорядном короткозамедленном взрывании:
Вм≈ kз* Во + (n-1)*b, м
kз – коэффициент дальности отброса взрыва.
7.2.1.1.Для вскрышных пород:
Вм≈1.15*38+2*6.4=56.5 м.
7.2.1.2.Для пород полезного ископаемого:
Вм≈1.15*30+2*9.45=53.4 м.
7.2.2.Высота развала(n=2 – 3 ряда)
Нр=(0.5 - 1)*Hу.
7.2.2.1.Для вскрышных пород:
Нр=9 м.
7.2.2.2.Для пород полезного ископаемого:
Нр=9 м.
7.3.Выбор типа бурового станка:
7.3.1. Диаметр скважины () определен по () расчетно по коэффициенту крепости; показатель трудности бурения, взрываемость горных пород, с достаточной степенью точности, определяют тип бурового станка.
Выбранный станок – 2СБШ-200Н
7.3.2.Технические характеристики бурового станка:


  • Диаметр скважины 214 мм,

  • Глубина скважины 24 м,

  • Максимальное осевое усилие на долото 173 кН,

  • Частота вращения бурового става 30 – 300 мин -1,

  • Расход сжатого воздуха 25 м3/мин,

  • Масса станка 50 т.



7.3.3.Определяем техническую скорость бурения:
Vб=2.5*10 -20*nв/(Пб*dg2)=2,5*P0*nв/(100*Пб*dg2),
Р0 – осевое давление, кН;

nв – осевое вращение бурового става, об/сек;

dg – диаметр долота, м.

При известном диаметре скважины принимаем стандартное долото чуть меньше или больше.

Для контроля Vб используем таблицу 2.5 учебника Тамакова П.И., Наумова И.К.
7.3.3.1.Для вскрышных пород:
Vб=0.025*160*4/(12*0.214)=6 м/ч.
7.3.3.2.Для пород полезного ископаемого:
Vб=0.025*160*4/(10*0.214)=7 м.
7.3.4.Определяем производительность бурового станка:


  • Сменная производительность:


Пб.смсм*kи.б./(Т0в), м/см,
Тсм – время смены, час;

Т0 – время основных операций, приходящихся на 1 м скважины: Т0=1/V0;

Тв – время вспомогательных операций, приходящихся на 1 м скважины: Тв=2 – 6, мин.

kи.б.=(Тсм-(Тп.з.р.п.в.п.))/Тсм - коэффициент использования сменного времени

Тп.з.р.п.=(0,5 – 1), час

Тп.з. – время подготовки заключительных операций,

Тр.п. – регламентируемый простой,

Тв.п. – внеплановые простои (1 – 1.5), час


  • Годовая производительность буровых станков


Пб.г= Пб.см* nсм *N,

nсм – число смен в сутки;

N – число рабочих дней в году.


  • Рабочий парк буровых станков


Nб.р.=Vг.м/(Пб.г.*qг.м.),
Vг.м – годовой объем горной массы , м3;

Пб.г. – годовая производительность бурового станка, м/год;

qг.м. – выход горной массы с одного метра скважины
qг.м.=(W + b*(nр-1))*hу*a/(nр*Lс), м;
W – линия сопротивления по подошве, м;

b – расстояние между рядами, м;

nр – число рядов скважин;

a – расстояние между скважинами в рядах, м;

hу – высота уступа, м;

Lс – глубина скважины, м.


  • Инвентарный парк буровых станков


Nб.и.= (1.2 – 1.3)* Nб.р..
7.3.4.1Для вскрышных пород:


  • Пб.см=8/(0.167+0.067)=34 м/см.




  • Пб.г=34*3*300=30600 м/год.




  • Nб.р.=2610000/(30600*37)=3 станка.




  • Nб.и.=1.25*3= 4 станка.



7.3.4.2.Для пород полезного ископаемого:



  • Пб.см=8/(0.143+0.067)=38 м/см.



  • Пб.г= 38*3*300=34200 м/год.



  • Nб.р.=990000/(34200*73)=1 станок.



  • Nб.и.=1.25*1=2 станка.

8.Расчет параметров выемочно-погрузочных работ.
8.1Выбор экскаватора:
Выбранный экскаватор – ЭКГ-8И
Техническая характеристика выбранного

экскаватора.
Емкость ковша экскаватора Е, 8 м3,

Радиус черпания на уровне стояния Rry, 11.9 м,

Максимальная высота черпания Нr max, 12.5 м,

Паспортная продолжительность цикла Тц, 28 сек,

Масса экскаватора Р, 370 т.
8.2.Определяем параметры забоя:
8.2.1.Высота уступа:
Ну=(1.25 – 1.5)* Нr max,
Ну=15 м.
8.2.2.Ширина забоя:
Вз.э=(1.3 – 1.5)* Rry,
Вз.э=1.4*11.9=16.6 м.
8.3.Расчет производительности экскаватора:
8.3.1.Паспортная производительность:
Пэ.т.=60*Е*nk/ Тц, м3/час,
Е – емкость ковша, м3,

nk – число ковшей, разгружающихся в минуту.
Пэ.т.=60*8*2.143=1030 м3/ч.
8.3.2.Техническая производительность экскаватора:
Пэ.тех=3600*Е*kэ*kз/ Тц.р., м3/час,
Тц.р., - расчетная продолжительность цикла экскаватора, сек;

kэ=(0,55 – 0.95) – коэффициент экскавации;

kз=(0.85 – 0.9) – коэффициент забоя;

Тц.р.=37.5 сек, (выбирается по таблице);
Пэ.тех=3600*8*0.95*0.87/37.5=635 м3/ч.
8.3.3.Сменная производительность экскаватора:
Пэ.см.= Пэ.тех.см*kи.э., м3/смен,
kи.э.=(0.5 – 0.8)– коэффициент использования экскаватора по времени, в зависимости от используемого транспорта.

Пэ.см.=635*8*0.7=3560 м3/см.
8.3.4.Годовая производительность экскаватора:
Пэ.г.= Пэ.см.*nсм.*Nдн..
Пэ.г.=3560*285*3=3043800 м3/год.
8.4.Определение парка экскаваторов:
8.4.1.Количество единиц рабочего парка экскаватора:
Nр.э.=Vг.м.э.г.,
Vг.м. – объем горной массы, эскавируемой в течении года, м3;
8.4.1.1.Для вскрышных пород:
Nр.э.=2479500/3043800=1 экскаватор.
8.4.1.2.Для пород полезного ископаемого:
Nр.э.=940500/3043800=1 экскаватор.
8.4.2.Количество единиц инвентарного парка экскаваторов:
Nэ.инв.=1.25* Nр.э..
Nэ.инв.=1.25*2=3 экскаватора.
Два экскаватора на перегрузку и один на отвалы 3+2+1=6 экскаваторов.
9.Расчет параметров перемещения груза в карьере:
Исходные данные определяют сменные грузопотоки по вскрыше и на добычу. Количество смен принято в разделе срок службы карьера, имеем возможность определить суточный грузооборот, а, следовательно, и годовой. Расстояние перевозки грузов определено исходными данными. Согласно полученного грузооборота, расстояния перевозки обосновываем вид карьерного транспорта, или его комбинацию.
9.1.Железнодорожный транспорт:
9.1.1Выбор модели думпкаров:
Выбранный думпкар – 2ВС-105,
Техническая характеристика:
Грузоподъемность т, 105,

Масса вагона т, 48,5,

Вместимость кузова м3, 48,

Число осей 6,

Нагрузка на рельс от оси Кн, 250,

Длинна по осям автосцепок мм, 14900,

Ширина мм, 3700,

Высота мм, 1300,

Коэффициент тары 0.45,

Число разгрузочных цилиндров 6.
9.1.2.Выбор локомотива:
Выбранный локомотив – EL-1,
Техническая характеристика:
Сцепной вес, кН 1500,

Мощность (при часовом режиме), кВт 2020,

Тяговое усилие (при часовом режиме), кН 242,

Скорость движения, км/ч 30,

Нагрузка на ось, кН, 250,

Минимальный радиус кривой, м 50,

Высота с опущенным пантографом, мм 4660,

Длинна, мм 21 320.
9.2.Расчет полезной массы поезда:
9.2.1.Число вагонов в поезде:
nв=((1000*Рсцсц/(ω0+10*iр))-Qл)/(qт+qгр),
Рсц* - сцепной вес локомотива, Кн;

ксц=(0,2 – 0,3) – коэффициент сцепления колес с рельсами;

Qл – масса локомотива, т;

ω0=(20 - 30) Н/м – основное сопротивление движению поезда%

iр – руководящий подъем, ‰;

qт – вес тары (масса вагона), т;

qгр – грузоподъемность вагона, т.
nв=(1000*1500*0.25/(25+10*30)-1.5)/(48+105)=8 вагонов.
9.2.2.Полезная масса поезда:
Qгр= nв* qгр,
Qгр=8*105=840 т.
9.3.Расчет провозной и пропускной способности пути:
9.3.1.Пропускная способность перегона определяется числом поездов, которые могут быть пропущены по этому перегону в единицу времени:
- для одного перегона
Nв=60*Т/(tгр + tпар + 2*tс),
T=22 часа – интервал времени, за который определяется пропускная способность;

tпар – время движения поезда по перегону с грузом и без груза, мин;

tс – время связи между раздельными пунктами, мин;
Nв=60*22/50=27 поездов
9.3.2.Провозная способность перегона:
М=Nв*nв*qгр/kрезерв, т
qгр – грузоподъемность вагона;

kрезерв=(1.2 – 1.25) – коэффициент резерва пропускной способности.
М=27*8*105/1.225=18514 т.
9.4.Расчет подвижного состава железнодорожного транспорта:
9.4.1.Число рейсов всех локомотивов в сутки:
Nр.1=Wс*kрезерв/(nв*qгр),
kрезерв=(1.2 – 1.3) – коэффициент резерва рейсов;

nв – число вагонов в поезде;

qгр – грузоподъемность вагона, т;

Wс – суточный грузооборот карьера, т;
Wс=(Wп.и+Wв)*n;
Wп.и. – сменный грузооборот по добыче полезного ископаемого, т;

Wв – сменный грузооборот по вскрыше, т;

n – число смен в сутках(3 смены по 8 часов).
Nр.1=12000*1.225/(8*105)=18 рейсов.
9.4.2.Возможное число рейсов одного локомотива в сутки:
Nр=Т/tр,
Т=22 часа – продолжительность работы локомотива за сутки;

tр – продолжительность рейса локомотива, час:
tр= tп+ tдв+ tразг+ tд.п+ tожд,
tп – время погрузки состава, час:
tп=nв*qгр/Qэ.тех,
nв*qгр – полезная масса поезда;

Qэ.тех – техническая производительность экскаватора, м3/час;


tдв – время движения по временным путям, час:
tдв=2*Lв/Vв,
Lв – длинна забойная (временных путей) и отвального тупика в сумме;

Vв=15 км/ч – скорость движения по временным путям;
tразг – время разгрузки, час:
tразг=nв*tрз/60,
1,5 – 3 мин на вагон летом;

3 – 5 мин – зимой.
tд.п=2*Lст/Vст,
Lст – длинна постоянных (стационарных) путей, км;

Vст=(35 – 40) км/ч, - скорость локомотива на стационарном перегоне;
Tожд=5 – 10 мин. на рейс.
Nр=22/2.4=10 рейсов.
9.4.3.Число рабочих локомотивосоставов:
Nс=Wс*kрез*tр/(nв*qгр*T),
Nс=12000*1.225*10/(8*105*22)=8 локомотивов.
9.4.4.Число вагонов в парке (рабочих):
Nв=Nс*nв,
Nв=8*8=64 вагона.
Инвентарный парк локомотива на 20 – 30% больше рабочего:
Nв.ин=1.25* Nв,
Nс.ин=1.25* Nс.
Nв.ин=1.25*8=10 локомотивов.
Nс.ин=1.25*64=80 вагонов.


9.5.Расчет парка подвижного состава автотранспорта:
9.5.1.Выбираем тип автомобиля, для этого по выбранному типу экскаватора в разделе «6», табл.4.9.(Тамаков П.И., Наумов И.К. Технология, организация и механизация ОГР, изд.II. Раздел 4, стр. 152) находим рациональное отношение вместимости кузова автосамосвала и вместимости ковша экскаватора, для рассматриваемых условий. По табл.4.5 (Тамаков П.И., Наумов И.К. Технология, организация и механизация ОГР, изд.II. Раздел 4, стр. 125) по емкости кузова выбираем БелАЗ.
Vа/Eэ=X, (Х) в табл.4.5 строка 4; Vа= Eэ*Х.
Техническая характеристика БелАЗа

(выбранного по емкости кузова – БелАЗ - 549)
Колесная формула 4*2,

Грузоподъемность, т 75,

Масса (без груза), т 66,

Вместимость кузова, м3 37.8,

Минимальный радиус поворота, м 11.0,

Ширина автосамосвала, м 5.36,

Длинна автосамосвала, м 10.3.
9.5.2.Определяем продолжительность движения автосамосвала от пункта загрузки до пункта разгрузки и обратно (рейс):
Tр=tп+tдв+tразг+tм,
tп – время погрузки самосвала, мин:
tп=qа*kр*tц/(E*kн),
qа – грузоподъемность самосвала, т;

E – емкость ковша экскаватора, м3;

kр=(1.12 – 1.15) – коэффициент разрыхления горной породы (в кузове самосвала);

kн=(0.85 – 1) – коэффициент наполнения ковша экскаватора;

tц – фактическое время цикла работы экскаватора, сек., табл.3.6.(Тамаков П.И., Наумов И.К. Технология, организация и механизация ОГР, ГЛАВА 3);
tдв – движение автосамосвала, мин:
tдв=2*Lрт*kр/Vср,
Lрт – определяется заданием;

Vср – средняя скорость движения автосамосвала;
tразг – время разгрузки, сек:
для самосвалов qа ≤40т - tразг – 60 сек;

для самосвалов qа ≥70т - tразг – 90 сек.
tм=10 – 60 сек – время маневра при разгрузке и перед погрузкой.
Tр=8+5.4+1.5+0.5= 15 мин
9.5.3.Количество рейсов автосамосвалов в смену:
ПР=60*Тсм*kиар,
kиа=0.65 – 0.8.
ПР=60*8/15=23 рейсов.
9.5.4.Определяем число автосамосвалов, которое может эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором:
Nраэсм*γ/Qасм,
Пэсм – сменная производительность экскаватора;

Qасм – сменная производительность автомобиля;
Nра=15/8=2 автосамосвалов.
9.5.5.Определяем число рабочих автосамосвалов, обслуживающих все рабочие экскаваторы:
Nв.р=nэ*Nр.а,
nэ – число экскаваторов, работающих с автотранспортом в смену;

Nр.а – количество автосамосвалов, обслуживающих один экскаватор.
Nв.р=2*2=4 автосамосвала.
9.5.6.Определяем инвентарный парк автосамосвалов:
Nинв=1.25*Nв.р,

Nинв=1.25*4=6 автосамосвалов.

10.Отвалообразвание вскрышных пород.
10.1. Используя исходные данные к заданию на курсовой проект, определяем вид транспорта, который перемещает вскрышные породы к месту складирования. Согласно табл. 5.1. (Тамаков П.И., Наумов И.К. Технология, организация и механизация ОГР, изд.II; изд. III, глава 5, раздел 5.1.) выбираем средство механизации для складирования пород к конкретному виду карьерного транспорта.
10.2 Определяем объем породы, который необходимо разместить на отвале и его параметры:
Vо≥Vв,
Vо – объем отвала, м3;

Vв – объем вскрыши за весь срок эксплуатации карьера (в целике), м3;
Vо=kн.о*(Sо*hо-P*Hо2*ctgαо +1/3*π*hо3*ctg2αо)/(kр.о),
kн.о=(0.8 – 0.9) – коэффициент неравномерности отсыпки отвала;

kр.о=(1.1 – 1.2) – остаточный коэффициент рыхления пород в отвале;

Sо – площадь отвала, м2;

hо – высота отвального уступа, м;

P – периметр основания уступа, м;

αо – результирующий угол откоса отвала, градус.
Vо=0.85/1.15*(3266889*50-6770*502*ctg30+π*503*ctg230)=99355531 м3.
10.3 Площадь для размещения вскрышных пород – Sо, м2:
При одноярусном отвале:
Sо=Vв*kр/hо,
Vв – объем вскрыши в период работы в целике, м3;

kр=(1.15 – 1.4) – коэффициент разрыхления пород в отвале;

hо – высота первого яруса отвала (20 – 30 м).

При двухъярусном отвале:
S’’о=V*k/( hо1* h’’о),
h’’о – высота второго яруса (30 – 40 м);

η1=(0.4 – 0.8) – коэффициент заполнения площади вторым ярусом.
Sо=3266889 м2.
10.4. Длинна отвала:
При проектировании отвального поля высота отвала задается любой, согласно физико – технических свойств складирования породы. Длинна отвального поля по нормам проектирования Гипроруды при экскаваторном отвалообразовании принимается:
ЭКГ – 4.6; ЭКГ – 5 скальный грунт Lо=(500 – 1500) м;

ЭКГ – 8И скальный грунт Lо=(500 – 2000) м;

ЭКГ – 12.5 скальный грунт Lо=(500 – 2000) м;
Lо=1125 м.
10.5. Ширина отвала:
По данным Гипроруды Lо/Bо=1/2, где Lо – длинна отвала. Если Lо известна, то Bо=2*Lо, тогда периметр отвального поля :
Bо=2259 м.
Pо=2*(Lо+Bо);
Pо=2*3385=6770 м.


10.6 Отвальные работы при применении одноковшовых экскаваторов:
По нормам Гипроруды наиболее продуктивными из мехлопат считается экскаватор ЭКГ – 8И.
1) Определяем число составов, подаваемых на отвальный тупик в сутки:
Nс=T*kи.р./(tо+tр),
T – время работы локомотива в сутки (22 часа);

kи.р.=0.8 – 0.95 – коэффициент неравномерности работы транспорта;

tо – время обмена состава, ч:
tо=2*Lо/Vл+τ,
tр – время разгрузки, ч:
tр=nв*tв.
Nс=22*0.9/0.31=64 состава.
2) Определяем шаг переукладки тупика:
Aо=(Rчmax+Rрmax)*kп,
kп=(0.85 – 0.9) – коэффициент, учитывающий использование линейных параметров экскаватора;

Rчmax – максимальный радиус черпания экскаватора;

Rрmax – максимальный радиус разгрузки экскаватора.
Aо=0.87*(16.3+18.2)=30 м.
3) Приемная способность отвального тупика между двумя переукладками:
V=hо*Aо*Lот/kр.о.,
hо – высота отвала, м;

Lот – длинна отвала, м;

Aо – шаг переукладки тупика, м;

kр.о.=1.2 – коэффициент разрыхления пород в отвалах.
V=50*30*1125/1.2=1406250.
4) Продолжительность (сут.) работы отвального тупика между двумя переукладками пути:
Tр.т.=Vо.т./Vс,
Vо.т. – приемная способность отвального тупика между двумя переукладками;

Vс – суточная приемная способность (по объему в целике) отвального тупика, м3;
Vс=Nс*nв*qгрц,
Nс – число локомотивов, которые могут разгружаться в сутки;

nв*qгр – вес поезда, т;

γц – плотность породы, т/м3;
Tр.т.=1406250/19946=70 суток.
5) Число отвальных тупиков в работе:
Nт.о.р.=Vв.с./Vс,
Vв.с. – суточный объем суши в карьере;

Vс суточная приемная способность тупика.
Nт.о.р.=8700/19946=1 тупик.
6) Число тупиков с резервом:
Nт.о.=Nт.о.р.*(1+tп.т./tрт),
tп.т. – время переукладки тупика (в сутках);

tрт – время работы тупика (в сутках);

величина (1+tп.т./tрт) колеблется от 1.05 до 1.26;

tп.т.= от 8 до 30 суток, зависит от средств механизации путевых работ и материального обеспечения.


Nт.о.=2 тупика
11.Сводня таблица показателей курсового проекта:


п/п

Наименование

показателя

Единица

измерения

Количество

Примечание

1

Объем полезного ископаемого

м3

45805613




2

Объем вскрыши

м3

95284289




3

Средний коэффициент вскрыши

м33

2.1




4

Срок службы карьера


лет

53




5

Расчетная глубина

карьер

м

196




6

Площадь дна карьера

м2

104000




7

Периметр дна карьера

м

5280




8

Площадь карьера на дневной поверхности

м2

1433328




9

Площадь отвала

м2

3266889




10

Объем отвала

м3

99355531




11

Высота отвала

м

50




12

Длинна отвала

м

1125




13

Ширина отвала

м

2259




14

Шаг переукладки тупика

м

30




15

Число тупиков с резервом

шт

2




16

Количество экскаваторов:

в забоях

на перегрузках

на отвале


шт

шт

шт


2

2

1


ЭКГ-8И

17

Количество буровых станков


шт


6


2СБШ-200Н

18

Показатели транспорта:

число электровозов

число вагонов

число автосамосвалов


шт

шт

шт


3

20

6


EL-1

2ВС-105

БелАЗ-549

19

Показатели трудности осуществления

основных производственных процессов:

показатель трудности разрушения породы:

для вскрыши

для п.и
показатель трудности бурения породы

для вскрыши

для п.и
взрываемость горной породы

для вскрыши

для п.и





8

6


12

10


35

28


II класс

II класс

III класс

II класс

IV класс

III класс



12.Используемая литература:


  1. Томаков П.И., Наумов И.К. «Технология, механизация и организация открытых горных работ». М., Недра, изд.II; 1968г.



  1. Томаков П.И., Наумов И.К. «Технология, механизация и организация открытых горных работ». М. Издательство МГИ, изд.III; 1992г.



  1. Ржевский В.В. «Открытые горные работ», часть I, М., Недра, изд.II; 1968г.



  1. Ржевский В.В. «Технология и комплексная механизация открытых горных работ.» М., Недра, 1975г.



  1. справочник «Открытые горные работы». М., Горное бюро, 1994г. под редакцией Трубецкого К.Н., Потапов М.Г. и др.



Скачать файл (647.8 kb.)

Поиск по сайту:  

© gendocs.ru
При копировании укажите ссылку.
обратиться к администрации
Рейтинг@Mail.ru