Добыча горных пород в карьере

1.1 Горнотехническая характеристика месторождений

Исследуемая область состоит из вскрышных пород мощностью 31,5 метр и угольного пласта мощностью 11,5 метров. В свою очередь породы делятся на мощность рыхлых отложений равной 5,5 метров и на мощность коренных пород равной 26 метров.

Исследуемая область расположена в конечных контурах карьерного поля. Границы карьера по простиранию составляют 2100 метров, по падению - 1250 метров, данные границы являются окончательными.

Угольный пласт залегает под углом 0 градусов, и относится к горизонтальным. Строение угольного пласта простое, с выдержанной мощностью по простиранию. Обводненность пород незначительная. Объемный вес угля составляет 1,36 т/м³ при крепости 2,0 по шкале проф. М.М. Протодьяконова.

Принятый к отработке угол откоса добычного уступа составляет 60° при устойчивом угле 51°.

Вмещающие породы крепкие, среднеабразивные, представленные песчаником. Сопротивление одноосному сжатию составляет МПа, предел прочности при одноосном растяжение составляет = 2,76 МПа, предел прочности при сдвиге составляет = 4,3 МПа. Породы с крепостью 9 с объемным весом 2, 63 т/м³. Породы относятся к скальным, поэтому перед выемкой требуют предварительного рыхления.

Учитывая физико-механические свойства вмещающих пород, принимается угол откоса уступа равный 70°, устойчивый угол составляет 55° ; угол откоса отвала, соответствует углу естественного откоса и принимается 37°. Категория вскрышных пород по трудности экскавации составляет III - IV.

Мощность рыхлых отложений составляет 8 метров. Породы мягкие, не требуют предварительного рыхления перед выемкой. Развитие наносов повсеместное.

1.2 Определение конечных контуров карьера

Рисунок 1. Конечные контуры карьера.

Определяется конечная глубина отработки по формуле:

Hк=Hв+m м,

(1)

где Hв – мощность вскрыши над пластом м,

h – мощность угольного пласта м.

Hк = 31 + 11,5 = 43 м.

Определяется ширина карьерного поля на уровне залегания угольного пласта по формуле:

B1= B - Нв ctg γр– Нв∙ ctg γн м,

(2)

где В – ширина карьера м,

γр – рабочий угол борта карьера град,

γн – нерабочий угол борта карьера град.

B1= 1250– 41·1,1 – 31,5·1,1 = 1181 м,

В2 =В – Нк·ctgγр–Hк·ctgγн м,

B2 =1250 – 43·1,1– 43·1,1 = 1155 м.

(3)

Определяется длина карьерного поля под наносами по формуле:

L1= L – 2·Hв·ctgγт м,

где L – длина карьера м,

γт – торцевой угол борта карьера, 30 град.

L1= 2100 – 2·31,5·1,7 = 1993 м,

(4)

L2= L–2Hк·ctgγт м,

L2= 2100– 43·2·1,7= 1954 м.

(5)

Определяется объем вскрыши в конечных контурах карьера по формуле:

Vв= S1·Нв+0,5·P1·Нв2·ctg γср+π3·Нв3·(ctg γср)2 м3,

Vв=2353733·31,5+0,5·6348·31,52·1,4+1,05·31,53·(1,96)2=78616076 м3.

Где S1 – площадь карьера под наносами м3,

P1 – периметр карьера под наносами м,

γ ср – средний угол откоса борта карьера град.

Определяется площадь карьерного поля под наносами по формуле:

S1= L1· B1 м2,

S1= 1993·1181= 2353733 м2.

Определяется периметр карьерного поля под наносами по формуле:

P1= 2· (L1+B1) м,

P1= 2·(1181 + 1993)= 6348 м.

Определяется средний угол откоса борта карьера по формуле:

γcp= γн+γр+2γт4 град,

γcp =42+42+2·304 = 36 град.

(6)

(7)

(8)

(9)

Определяется объем горной массы в конечных контурах карьера по формуле:

Vk = Hk·S2+Hk2·0,5·Р2·ctg γср+ П3·Нк3·(ctg γср)2 м3,

Vк=43·22256870+0,5·6218·1849·1,4+1,05·155834=105256993м.

(10)

Определяется периметр карьерного поля по формуле:

Р2= 2· (B2+L2) м,

P2=2· (1155+1954)= 6218 м.

Определяется площадь карьерного поля по формуле:

S2= L2· B2 м2,

S2=1954·1155 = 2256870 м2.

(12)

Определяются геологические запасы в конечных контурах по формуле:

Qгеол.= Vk –Vв т,

Qгеол. =105256993 – 78616076,2= 26640917 т.

(13)

Определяются промышленные запасы по формуле:

Qпр= Qгеол· γп.и.·Кизв т,

где γп.и. – плотность полезного ископаемого, т/м3;

Кизв – коэффициент извлечения полезного ископаемого= 0,85.

Qпр=26640917·1,36·0,85= 30796900 т.

(14)

Определяется средний коэффициент вскрыши по формуле:

Кс= VвQпр м3/т,

Кс= 78616076 30796900 = 2,55 м3/т.

(15)

1.3 Определение производственной мощности

Режим работы горной организации - это установленный порядок и продолжительность производственной деятельности в определенном календарном периоде (сутки, неделя, месяц, год), учитывающие технологию производства, определяющие время производительной работы, сменность работы и их продолжительность.

В зависимости от конкретных организационно-технических условий производства определяют количество смен и порядок их чередования, время начала и окончания работы каждой смены, а также время перерывов в работе в течение рабочего дня.

При проектировании режима работы горного предприятия определяются оптимальная производительность технологического цикла, сменность работы, продолжительность смены, число рабочих дней, при котором обеспечивается выполнение годового планового задания по объему вскрышных работ и добычи полезного ископаемого, подготовительных и ремонтных работ, росту производительности труда и снижению себестоимости работ.

Эффективный режим работы предприятия обеспечивает высокую степень использования основных фондов, высокий уровень производительности труда и минимальных затрат на производство, проведение мероприятий по улучшению производственных условий и повышению безопасности труда.

Режим работы предприятия принимается на основе норм технического проектирования угольных разрезов РФ.

Экскаваторные работы по вскрышным породам и при выемке угля ведутся по непрерывной рабочей неделе, 354 дня в год с учетом праздничных дней, в 2 смены по 12 часов.

Транспортные работы ведутся по непрерывной рабочей неделе, 354 дня в год с учетом праздничных дней, в 2 смены по 12 часов.

Буровые работы ведутся по непрерывной рабочей неделе, 354 дня в год с учетом праздничных дней, в 2 смены по 12 часов.

Взрывные работы ведется по мере необходимости, в светлое время суток с 12.00 до 17.00 часов.

Отвалообразование ведется по непрерывной рабочей неделе, 354 дня в год с учетом праздничных дней, в 2 смены по 12 часов.

На пром., площадке в цехах работы ведутся по прерывной рабочей неделе, 250 дней в год, с учетом праздничных и выходных дней, в 1 смену по 8 часов.

ИТР на предприятии ведутся по прерывной рабочей неделе, 250 дней в год, с учетом праздничных и выходных дней, в 1 смену по 8 часов.

Производственная мощность по углю исследуемой области составляет Пп.и=1,2 млн т/год.

Производственная мощность по вскрышным породам зависит от производственной мощности по углю и определяется по формуле:

Пв= Пп.и·Кср·Кн м3/год,

Пв=1200000·2,55·1,1= 3360000 м3/год.

(16)

где Кср - средний коэффициент вскрыши, м3/т,

Кн - коэффициент неравномерного распределения вскрыши по годам эксплуатации, Кн=1,1.

Определяется производственная мощность по вскрыше за месяц по формуле:

Пвмес= Пв12 м3/мес,

Пвмес= 336600012 = 280500 м3/мес.

(17)

Определяется производственная мощность по вскрыше за сутки по формуле:

Пвсут= ПвNр м3/сут,

Пвсут= 3360000 354 = 9492 м3/сут,

(18)

где Nр - число рабочих дней предприятия за год.

Определяется производственная мощность по вскрыше за смену по формуле:

Пвсм= Пвnсм м3/см,

Пвсм= 94922 =4746 м3/см,

(19)

где nсм - число рабочих смен за сутки.

Определяется производственная мощность по полезному ископаемому за месяц по формуле:

Пп.имес= Пп.и12 т/мес,

Пп.имес.= 120000012 = 100000 т/мес.

(20)

Определяется производственная мощность по полезному ископаемому за сутки по формуле:

Пп.исут= Пп.иNр т/сут,

Пп.и.сут= 1200000354= 3390 т/сут.

(21)

Определяется производственная мощность по полезному ископаемому за смену по формуле:

Пп.исм= Пп.исутnсм т/см,

Пп.и.см= 33902= 1695 т/см.

(22)

Определяется срок эксплуатации месторождения в исследуемой области по формуле:

Т= QпрПп.и+t1+t2 лет,

Т= 307969001200000 + 1,5 + 1,5= 29 лет,

(23)

где t1,t2 - сроки соответственно строительства и погашения горных работ, равны 1,5 года.

Таблицы 1- Производственная мощность

Вид работы

Производственная мощность

год

месяц

сутки

смена

Вскрышные работы м3.

3366000

280500

9492

4746

Добычные работы т.

1200000

100000

3390

1695

2.1 Выемочно-погрузочные работы

Технологический процесс экскавации горных пород в карьере, представляющий собой выемку и погрузку горной массы в средства транспорта или на отвал, называется выемочно-погрузочными работами. Для механизации этого процесса наиболее часто используют одноковшовые экскаваторы цикличного действия.

Работа предполагается в траншейном и торцевом забоях. Траншейный забой служит для проведения капитальных или разрезных траншей с поверхности на рабочий горизонт. Работа в торцевом забое предназначена для отработки фронта работ.

Для проведения работ в данных забоях используются карьерные одноковшовые экскаваторы, которые могут работать в породах любой крепости и применяются для погрузки в автосамосвалы. При выполнение выемочно-погрузочных работ нужно учитывать проведение буровзрывных работ. Геометрические параметры забоев и заходок зависят от параметров экскаваторов и от физико-механических свойств пород.

При проведение экскаваторных работ в исследуемой области предусматривается валовая выемка горных пород, потому что простое строение угольного пласта. При работе принятой группы экскаваторов областью выемки является горная масса расположенная выше уровня стояния. Отрабатывать горизонт в пространстве и во времени следует верхними и нижними горизонтами с некоторым опережением. Рабочая зона представлена совокупностью уступов разрабатывающейся одновременно двумя вскрышными и одним добычным уступами.

Выбор экскаватора при проведении работ в скальных породах производится на основании неравенства Нкор ≤ 1,5Нч.max, отсюда следует, что для предлагаемых условий подходят экскаваторы с Нч.max ≥ 261,5; Нч.max ≥ 17,3 м. Отработку коренных пород предполагаем, проводить в один уступ высотой 26 м экскаватором ЭКГ-10Ус.

При проведении работ в мягких породах, не требующих предварительной подготовки, выбор экскаватора проводится на основании неравенства h(m) ≤ Нч.max, отсюда следует, что для предлагаемых условий можно использовать экскаватор с Нч.max ≥ 11,5 м. К проекту принимаем экскаватор ЭКГ-10.

Для перемещения горной массы от забоя до пунктов приема (отвала, угольного склада) в проекте применяется автотранспорт, т.к. годовой грузооборот не большой и составляет до 20млн.т. и расстояние транспортирования менее 5 км. Основное преимущество автомобильного транспорта— маневренность, поэтому он более других видов транспорта пригоден для разработки месторождений с небольшими запасами при малом сроке эксплуатации карьера, особенно при коротких расстояниях транспортирования. Главным преимуществом автомобильного транспорта перед железнодорожным является его способность преодолевать в 2—3 раза большие подъемы и проходить кривые в 4—6 раз меньшего радиуса.

Выбор подвижного состава осуществляется на основе использования рационального числа ковшей экскаваторов при погрузке автосамосвала от 4 до 10 и полного использования грузоподъемности машины.

Выбор подвижного состава для вскрышного экскаватора ЭКГ-10Ус

Определяется вместимость ковша экскаватора по формуле:

Vк= Е· КнКр м3 ,

Vк= 10· 0,71,45= 4, 8 м3.

(24)

где Кн - коэффициент наполнения ковша, Кн= 0,7 - 0,8 ,

Кр - коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора, Кр= 1,45,

Е - геометрическая емкость основного ковша.

Определяется масса породы в ковше экскаватора по формуле:

qв= Vк· γг.п т,

qв= 4,8 · 2,63= 12,6=12 т.

(25)

Определяется рациональный объем породы, перевозимый за один рейс автосамосвалом по формуле:

Vк·nк.min м3,

4,8·4= 19 м3,

Vк·nк.max м3,

4,8·10= 48 м3.

(26)

где nк.min, nк.max - рациональное число ковшей.

Определяется рациональная масса пород, перевозимая за один рейс автосамосвалом по формуле:

qв·nк.min т,

12·4= 48 т,

qв· nк.max т,

12·10= 120 т.

(27)

На вскрышных работах принимаем БелАЗ-7555D.

Выбор автосамосвала для добычного экскаватора ЭКГ-10

Аналогично производится выбор автосамосвала для добычного экскаватора ЭКГ-5Ус. На вскрышных работах принимается БелАЗ 7555Е.

Таблица 2 - Техническая характеристика экскаваторов

Параметры

ЭКГ-10Ус

ЭКГ-10

Радиус черпания на уровне стояния экскаватора м

13,5

12,6

Максимальная высота черпания м

17,5

13,5

Максимальная высота разгрузки м

12,5

8,6

Максимальный радиус черпания м

19,8

18,4

Максимальный радиус разгрузки м

18

16,3

Радиус вращения кузова м

7,9

7,78

Продолжительность цикла работы экскаватора при повороте на 90о

28

26

Для проведения выемочных работ по четвертичным отложениям и по углю в проекте принимается карьерный экскаватор ЭКГ-10 с погрузкой пород в автосамосвалы БелАЗ-7555Е; для работы во вскрышном забое по коренным породам принимается карьерный экскаватор ЭКГ-10Ус с погрузкой породы в автосамосвал БелАЗ-7555D.

Рисунок 2.

2.2 Схема работы ЭКГ в наносном траншейном забое

Для проведения траншеи по рыхлым наносным отложениям мощность 5,5 метров применяется способ проведения траншеи сплошным забоем механической лопатой ЭКГ-10 с погрузкой в средства автомобильного транспорта 7555Е, расположенного на уровне стояния экскаватора. Выбирается схема подачи автосамосвала к экскаватору, на основании выполнения неравенства: Вэ ≥ Вт, где Вэ – ширина траншеи по условиям экскавации м; Вт – ширина траншеи по транспортным условиям м.

Определяется ширина траншеи понизу по транспортным условиям при кольцевой схеме подачи автосамосвала по формуле:

Вк= 2·(Rа + Ва2 + m) м,

Вк= 2·(9 + 5,32 + 3) = 29,3 м,

Где Ra – минимальный радиус поворота.

m – безопасное расстояние от борта траншеи автосамосвала.

Ва – ширина автосамосвала м.

(28)

Определяется ширина нижнего основания траншеи по транспортным условиям при использование тупиковой схемы подачи автосамосвала к экскаватору по формуле:

Вт= Rа + Ва2 + Lа2 + 2·m м,

Вт= 9 + 5,32 + 8,92 + 2·3= 22,1 м,

где La – длина автосамосвала м.

(29)

Определяется ширина траншеи понизу по условиям экскавации по формуле:

Вэ ≤ 2·Rч.у. м,

Вэ ≤ 2·13, 5= 27 м,

где Rч.у. – радиус черпания на уровне стояния экскаватора.

(31)

Определяется ширина траншеи поверху по формуле:

А= в + 2·h·ctg60 м,

А= 22+11·0,58 = 19,14 м.

(32)

К проекту принимается тупиковая схема подачи.

Рисунок 3. Схема работы ЭКГ в наносном траншейном забое.

2.3 Схема работы ЭКГ в наносном торцовом забое

Высота уступа определяется мощностью рыхлых отложений и не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора ЭКГ-10, в соотношении с нормами безопасного производства.

hн ≤ Hч.max м,

5,5 ≤ 13,5 м.

(32)

Угол откоса уступа принимается в соответствие с коэффициентом крепости горных пород и не должен превышать 60, град. Т.к. породы мягкие.

а= 60 град.

Определяется ширина торцовой заходки по формуле:

А= (1,5 ÷ 1,7)·Rч.у. м,

А= (1,5÷1,7) ∙ 12,6 , м,

А= 18,9÷21,42 = 21м.

(33)

К проекту принимается А = 21 м.

Рисунок 4. Схема работы ЭКГ в наносном торцовом забое.

2.4 Схема работы ЭКГ в скальном траншейном забое

Для проведения траншеи по скальным коренным породам мощностью 26 м применяем способ проведения траншеи сплошным забоем механической лопатой ЭКГ-10 с погрузкой в средство автомобильного транспорта БелАЗ-7555E, расположенного на уровне стояния экскаватора.

Выбираем схему подачи автосамосвала к экскаватору на основании выполнения неравенства Вэ ≥ Вт.

Определяем ширину траншеи понизу по условиям экскавации по формуле:

Вэ ≤ 2 · Rч.у. м,

Вэ ≤ 2 · 12,6 = 25,2 м.

Определяем ширину траншеи понизу по транспортным условиям при кольцевой схеме подачи автосамосвала к экскаватору по формуле:

Вк= 2·(Rа + Ва2 + m) м,

Вк= 2·(9 + 5,32 QUOTE 4,52 + 3) = 29,3 м.

Выполняем проверку по условиям экскавации:

Вк≤ Вэ

29,3 м ≤ 25,2 м

Определяем ширину нижнего основания траншеи по транспортным условиям при использовании тупиковой схемы подачи автосамосвала к экскаватору по формуле:

Вт= Rа + Ва2 + Lа2 + 2 · m м,

Вт= 9 + 5,32 + 8,92 + 2 · 3 = 22 м.

Выполняем проверку по условиям экскавации:

Вт≤ Вэ

22 м ≤25,2 м

К проекту принимаем тупиковую схему подачи.

Определяем длину капитальной траншеи при заезде на горизонт -31,5 м по формуле:

Lк.т. = 1000·Hip, м,

Lк.т.= 1000·31,580= 393,5, м.

Определяем объем капитальной траншеи при заезде на кровлю угольного пласта по формуле:

Vк.т.= 1000·H2ip · ( Bэ2 + H3·tgα ) м3, где

а= 65°, угол откоса борта принятый при проходке капитальной траншеи.

Vк.т.= 1000·31,5280 · (29,32 + 31,53·2,144) = 243719 м3.

Рисунок 5. Схема работы ЭКГ в скальном тупиковом забое.

2.5 Схема работы ЭКГ в скальном торцовом забое

Траншея по фронту горных работ переходит в торцовый забой при обратном ходе экскаватора. Глубину забоя ограничиваем нормами безопасности, поэтому коренные породы отрабатываем в один уступ высотой 26 м. Высоту уступа проверяем в соответствии с нормами безопасного ведения горных работ по соотношению:

Н ≤ 1,5∙Нч.max

Н ≤ 1,5·13,5

Н ≤ 20,25 м,

26 м ≤ 20,25 м.

(34)

Определяем ширину вскрышной заходки по формуле:

А=(1,5÷1,7)Rч.у м,

А= 1,5 · 12,5 = 18,9 м,

А= 1,7 · 12,6 = 21,42 м.

(35)

К проекту принимаем А=21 м.

Угол откоса уступа принятый к отработке принимаем в соответствии с физико-механическими свойствами горных пород и составляет 70 град.

Высота развала пород, образовавшаяся после проведения взрывных работ не должна превышать максимальную высоту черпания, чтобы исключить вероятность образования нависей и козырьков.

Нр≤ Нч.max

Нр≤13,5 м.

(36)

К проекту принимаем Нр=13,5 м.

Ширину развала рассчитываем по формуле:

Вр=0,8·(Rч.max + Rp.max) м,

Вр= 0,8·(18,4 + 16,3)= 27 м.

(37)

Рисунок 6. Схема работы ЭКГ в скальном торцовом забое.

2.6 Схема работы ЭКГ в добычном торцовом забое

Отработку угольного пласта ведем сразу на всю мощность m=11,5 м, поэтому высоту добычного уступа определяем условиями залегания месторождения. Учитываем, что крепость угля составляет f=2, видно, что уголь относится к мягким горным породам и не требует предварительного рыхления перед выемкой.

Высоту добычного уступа проверяем по нормам безопасности, используя неравенство:

(Нд) m ≤ Hч.max м,

11,5 м ≤ 17,5 м.

(38)

Угол откоса добычного уступа должен сохранять равновесие и устойчивость в соответствии с физико-механическими свойствами, поэтому к проекту принимаем α=60 град, что соответствует нормам безопасности.

Определяем ширину нижнего основания разрезной траншеи при проведении ее по углю сплошным забоем карьерным экскаватором ЭКГ-10УС с погрузкой в автосамосвалы БелАЗ-7555D, расположенные на уровне стояния экскаватора, по формуле:

Вэ=2·Rч.у м,

Вэ= 2·13,5= 27 м.

Выбираем схему подачи автосамосвала к экскаватору.

Определяем ширину нижнего основания траншеи по условию транспортирования при кольцевой схеме подачи по формуле:

Вк=2(Ra+ba2+m) м,

Вк= 2·(9 + 5,32 + 3)= 29,3 м.

Выполняем проверку по условиям экскавации:

Вк≤ Вэ

29,3 м ≤ 27 м

Определяем ширину нижнего основания траншеи при тупиковой схеме подачи по формуле:

bт=Ra+ba2+la2+2m=9+5,32+8,92+2∙3=22,1 м

Выполняем проверку по условиям экскавации:

Bт ≤ Bэ

22,1 м ≤ 27 м

К проекту принимаем тупиковую схему подачи.

Определяем ширину траншеи поверху по формуле:

а=bT+2Нд·ctgα

а=22,1+2·11,5·ctg60=26 м.

Определяем ширину торцового забоя по формуле:

А= (1,5÷1,7) ∙ Rч.у м.

А= (1,5÷1,7) ∙13,5=20,25÷22,95 м.

Принимаем А=21 м.

Определяем длину заезда на почву добычного уступа по формуле:

Lк.т=1000 ∙ Нкip м,

Lк.т.=1000 ∙ 5280=650 м.

Определяем объем капитальной траншеи при заезде на почву угольного пласта по формуле:

Vк.т=1000 ∙ Нк2ip(bт2+Нк3tgα)

Vк.т= 1000 ∙ 43280 (22,12+433tg60) =447227 м3.

Рисунок 7. Схема работы ЭКГ в добычном уступе.

2.7 Определение производительности экскаватора

Определяется теоретическая производительность экскаваторов по формуле:

Qо= 3600·ЕTц(w=90) м3/ч,

Qо.в.= 3600·1026 = 1385 м3/ч,

Qо.д.= 3600·10 28 = 1285 м3/ч,

где Е – геометрическая емкость ковша м3,

Tц(w=90) – время цикла с.

(39)

Определяется техническая производительность экскаваторов по формуле:

Qт= 3600·ЕТц(w=факт) · КнКр м3/ч,

Qт.в.=3600·1035 · 0,71,4 = 514,5 м3/ч,

Qт.д.=3600·1037 · 0,751,4 = 520,5 м3/ч,

где Тц(w=факт) – продолжительность цикла на фактический угол разворота с.

Кн – коэффициент наполнения ковша.

Кр – коэффициент рыхления г.п.

(40)

Определяется эксплуатационная производительность экскаваторов по формуле:

Qэ= 3600·ЕТц(w=факт) · КнКр · Ƞ м3/ч,

Qэ.в.=3600·1035 · 0,71,4 · 0,75= 385,5 м3/ч,

Qэ.д.=3600·537 · 0,751,4 · 0,75= 390 м3/ч,

где Ƞ - коэффициент использования экскаватора в работе (0,7 - 0,75)

(41)

Определяется производительность экскаватора за смену по формуле:

Qсм= Qэ · Тсм м3/см,

Qсм.в.=385,5 · 12= 4626 м3/см,

Qсм.д.= 390 · 12= 4680 м3/см,

где Тсм – количество часов в смену.

(42)

Определяется производительность экскаваторов за сутки по формуле:

Qсут= Qсм · nсут м3/сут,

Qсут.в.= 4626 · 2= 9252 м3/сут,

Qсут.д.= 4680 · 2= 9360 м3/сут,

где nсут – число смен в сутки.

(43)

Определяется производительность экскаваторов за год по формуле:

Qгод= Qcут · N м3/год,

Qгод.в.=9252 · 354= 3275208 м3/год,

Qгод.д.= 9360 · 354= 3313440 м3/год,

где N – число рабочих дней в году.

(44)

Определяется производительность экскаваторов за месяц по формуле:

Qмес= Qгод12 м3/мес,

Qмес.в.= 327520812 = 272934 м3/мес,

Qмес.д.= 331344012 = 276120 м3/мес.

(45)

2.8 Определение необходимого количества экскаваторов

Определяется количество вскрышных экскаваторов по формуле:

Nэкс.в.= ПвQгод.в. шт,

Nэкс.в.= 33660003275208 = 1,3 шт.

К проекту принимается 1 вскрышной экскаватор ЭКГ-10.

(46)

Определяется количество добычных экскаваторов по формуле:

Nэкс.д.= ПвQгод.д. шт,

Nэкс.д.= 12000003313440 = 0,4 шт.

К проект принимается 1 добычной экскаватор ЭКГ-10Ус.

(47)

2.9 Определение параметров системы разработки

К основным элементам системы разработки относится: высота уступа, ширина рабочей площадки, длина фронта горных работ, интенсивность горных работ.

Увеличение высоты уступа сокращает число рабочих уступов в карьере, в результате чего уменьшается длина транспортных коммутаций, снижается стоимость их строительства и содержания, повышается производительность экскаваторов из- за их передвижек в забое, уменьшается количество рабочих площадок, что ведет к уменьшению объемов вскрыши в первый период работ. Но увеличение высоты уступа ведет к повышению опасности ведения работ из-за возможных оползней и обрушений.

Учитывая вышесказанные факторы к проекту принимается высота уступа по рыхлым отложениям hн= 5,5 м, по коренным породам Hв= 26 м, по углю Hд= 11,5 м.

При проектирование рабочей площадки следует учитывать безопасное размещение горнотранспортного оборудования, но при этом стремится к ее уменьшению, чтобы объемны выемочных работ не увеличивались.

Ширина рабочей площадки определяется в проекте графоаналитическим способом.

Определение длины блока по формулам:

По вскрыши:

Lбл.в.= Qв.месНв·Ав·Кр м,

Lбл.в.= 27293426·21·1,4 = 357∙1,3= 500 м.

(48)

По добыче:

Lбл.д.=Qд.месm·Ад·Кр м,

Lбл.д.= 27612011,5·21·1,4 = 817·0,4= 327 м.

(49)

Определяется длина фронта горных работ по формулам:

По вскрыши:

Lф.в.= Lбл.в.·12 м,

Lф.в.= 500·12= 6000 м.

(50)

По добыче:

Lф.д.= Lбл.д.·12 м,

Lф.д.=327·12= 3924 м.

(51)

Определяется скорость подвигания фронта горных работ по формуле:

Vф=ПгмLф·Нф м/год,

Vф= 42483539924 · 18,75 = 23 м/год,

(52)

Где Пг.м. – производственная мощность карьера по горной массе, м3/год;

Lф – длина фронта горных работ в карьере, м;

Нср – средняя высота уступа в карьере.

Определяется производственная мощность карьера по горной массе по формуле:

Пг.м.= Пп.и.γп.и. + Пп.в. м3,

Пг.м.= 12000001,36 + 3366000=2082353 м3.

(53)

Определяется скорость ухода горных работ на глубину по формуле:

Vг.= Vфctgγр·ctgφ м/год,

Vг.= 232,35·4,33 = 2,3 м/год.

(54)

2.10 Определение параметров рабочих площадок

Рисунок 8. Ширина рабочей площадки для рыхлых отложений.

Z= H·(ctg60 – ctg70) м,

Z= 26·(0,577 – 0,363)= 6м.

(55)

Шр.п.=Rч.у. + Rр.max. + 0,5·ва + с + вд + вп + z м,

Шр.п.= 12,6 + 18 + 2, 65 + 3 + 7 + 3 + 6=52,25 м.

(56)

Рисунок 9. Ширина рабочей площадки для скальных пород.

Z= h·(ctg51 – ctg60) м,

Z= 11,5·(0,809 – 0,577)= 3м.

(57)

Шр.п.=Rч.у. + Rр.max. + 0,5·ва + с + вд + вп + z м,

Шр.п.= 13,5 + 16,3 + 2,85 + 3 + 7 + 3 + 3=48,65 м.

(58)

Рисунок 10. Ширина рабочей площадки для угольного пласта.

Шр.п.=Rч.у. + Rр.max. + D+ с + вд м,

Шр.п.= 12,6 + 16,3 + 8 + 7 + 3 =47 м.

(59)

D= ва + 2,5 м,

D= 5,7 + 2,5= 8 м.

(60)

2.11. Определение параметров трассы капитальной траншеи

Одним из основных параметров въездной траншеи является величина уклона, т.к. оказывает существенное влияние на технико-экономические показатели работы разреза.

Оптимальным считается такой уклон, при котором зависящие от него производственные расходы будут наименьшими.

При использовании автомобильного транспорта применение предельно допустимого уклона обеспечивает наилучшие показатели работы карьера, поэтому к проекту принимаем величину уклона равной 80‰.

Трасса траншеи - это ее продольная ось, направление и положение которой устанавливается в плане и профиле.

План трассы – это проекция ее продольной оси на горизонтальную плоскость. Он состоит из прямых и кривых участков.

Профиль трассы – это проекция ее продольной оси на вертикальную плоскость. К его основным параметрам относятся: величина руководящего уклона, длины отдельных элементов трассы и коэффициент развития трассы.

Трасса автодороги примыкает к рабочему горизонту по кривой, расположенной на подъеме и поднимается в траншею по радиусу Rч≥20 м согласно СНиП II Д5-72 и уклоном на криволинейном участке (iк).

Определяем радиус криволинейного участка автодороги по формуле:

Rк=4 ∙ Rа м,

Rк= 4 ∙ 9=36 м.

(61)

Определяем смягчение руководящего уклона при совпадении подъема с криволинейным участком автодороги по формуле:

∆i=30 ∙200-Rk200 м,

∆i=30 ∙200-36200=24,5‰

(62)

Определяем уклон на криволинейном участке автодороги по формуле:

iк=80-24,5=55,5‰

(63)

Определяем величину удлинения трассы капитальной траншеи вследствие уменьшения уклона на криволинейном участке автодороги по формуле:

Lк’=Lк ∙1-iкiр м,

Lк’=56,5∙1-55,580=17 м,

(64)

где Lк- длина криволинейного участка автодороги, м.

Определяем длину криволинейного участка автодороги по формуле:

Lк=π ∙Rк ∙ β 180 м,

Lк=3,14 ∙36 ∙90180=56,5 м.

(65)

где β- угол поворота трассы капитальной траншеи при въезде в карьерное поле, β=90°.

Определяем теоретическую длину трассы по формуле:

Lт=1000Нх-Ноiр м,

Lт=1000(43-0)80=537,5 м.

(66)

где Нх-Но- разность высотных отметок, через которые проходят

конец и начало трассы, м.

Определяем действительную длину трассы по формуле:

Lд=Lт+Lк’+Lп м,

Lд=537,5+17+50=604,5 м.

(67)

где Lп- величина длины площадки примыкания трассы к рабочему горизонту, Lп=40÷60. Принимаем 50 м.

Определяем коэффициент развития трассы по формуле:

Кт=LдLт

Кт=604,5537,5=1,12

(68)

Определяем высоту криволинейного участка автодороги по формуле:

hк=Lк+iк1000 м,

hк=56,5 ∙55,51000=3 м.

(69)

Определяем высоту прямолинейного участка автодороги по формуле:

hп=Нх-Но-hк м,

hп=43-0-3=40 м.

(70)

Определяем величину длины прямолинейного участка автодороги по формуле:

Lп’=1000 ∙ hп iр м,

Lп’=1000 ∙4080=500 м.

(71)

2.12. Перемещение карьерных грузов

Для транспортирования горной массы в курсовом проекте принят автомобильный транспорт, в качестве подвижного состава приняты автосамосвалы для обслуживания вскрышного экскаватора - БелАЗ-7555D, для обслуживания добычного экскаватора – БелАЗ-7555Е.

Таблица 3-Техническая характеристика автосамосвалов

Параметры

БелАЗ-7555D

БелАЗ-7555Е

Геометрический объем кузова м3

50

28

Геометрический объем кузова с шапкой м3

57,9

37,3

Грузоподъемность т

55

60

Максимальный радиус поворота м

9

9

Максимальная скорость км/ч

55

55

Габариты:

ширина мм

5700

5300

длина мм

8890

8890

высота мм

4600

4560

Определяем массу вскрышных пород, перевозимую за один рейс автосамосвалом, по формуле:

qн.в=Vк.в ∙ γг.п ∙ Кн.вКр.в т,

qн.в=57,9 ∙2,63 ∙0,81,35=90 т,

(72)

где Vк.в – вместимость кузова автосамосвала с шапкой, обслуживающего вскрышной экскаватор, м3.

Определяем массу угля, перевозимого за один рейс автосамосвалом, по формуле:

qн.д=Vк.д ∙ γп.и ∙ Кн.дКр.д т,

qн.д=37,3 ∙1,36 ∙0,851,25=35 т,

(73)

где Vк.д – вместимость кузова автосамосвала с шапкой, обслуживающего добычной экскаватор, м3.

Определяем массу породы в ковше вскрышного экскаватора по формуле:

qэ.в=Ев ∙ γг.п ∙ Кн.вКр.вт,

qэ.в=10 ∙2,63 ∙0,71,4=13 т.

(74)

Определяем массу угля в ковше добычного экскаватора по формуле:

qн.д=Ед ∙ γп.и ∙ Кн.дКр.дт,

qн.д=10 ∙1,36 ∙0,751,4=7 т.

(75)

Определяем число ковшей, необходимое для заполнения кузова автосамосвала породой, по формуле:

nк.в= qн.вqэ.вшт,

nк.в=9013=7 шт.

(76)

Определяем число ковшей, необходимое для заполнения кузова автосамосвала углем, по формуле:

nк.д= qн.дqэ.дшт,

nк.д=357=5 шт.

(77)

Определяем коэффициент, учитывающий использование грузоподъемности автосамосвала, обслуживающего вскрышной экскаватор, по формуле:

Ки.г.в= qн.вФв

Ки.г.в=9055=1,6,

(78)

где Фв – фактическая грузоподъемность вскрышного автосамосвала, т.

Определяем коэффициент, учитывающий использование грузоподъемности автосамосвала, обслуживающего добычной экскаватор, по формуле:

Ки.г.в= qн.дФд

Ки.г.в=3560=0,6,

(79)

где Фд – фактическая грузоподъемность добычного автосамосвала, т.

Определяем производительность автосамосвала, обслуживающего вскрышной экскаватор, по формуле:

Qа.в=Тсм.тр ∙ ƞтр ∙ qн.вТр.вт/см, Qа.в720∙0,86·129,536=2227 т∕см,

(80)

где Тсм.тр – продолжительность смены на транспортных работах, мин;

ƞтр – коэффициент, учитывающий использование автосамосвалов

в работе за смену;

Тр.в – время рейса автосамосвала, обслуживающего вскрышной

экскаватор, мин.

Определяем производительность автосамосвала, обслуживающего добычной экскаватор, по формуле:

Qа.д=Тсм.тр ∙ ƞтр ∙qн.дТр.дт/см,

Qа.д=720 ∙0,86 ∙2825=693,5 т,

(81)

где Тр.д- время рейса автосамосвала, обслуживающего добычной

экскаватор, мин.

Определяем коэффициент, учитывающий использование транспорта в работе за смену, по формуле:

ƞтр=Тсм.тр- Тпод-Тоб-Тл.нТсм.тр

ƞтр=720-30-60-10720=0,86,

(82)

где Тпод- время подготовительных операций, Тпод=30 мин;

Тоб- продолжительность обеденных перерывов, Тоб=60 мин;

Тл.н- нормы времени на личные надобности, Тл.н=10 мин.

Определяем продолжительность рейса автосамосвала, обслуживающего вскрышной экскаватор, по формуле:

Тр.в=tп.в+tр+tм+tдв.в+tо.в,мин,

Тр.в=6,8+2,5+4+13,1+9,3=36 мин,

(83)

где tп.в- время погрузки автосамосвала, обслуживающего вскрышной

экскаватор, мин;

tр- время разгрузки автосамосвала, tр=2÷2,5 мин;

tм- время маневрирования автосамосвала, tм=3÷4 мин;

tдв.в- время движения автосамосвала, обслуживающего

вскрышной экскаватор, мин;

tо.в- время простоев автосамосвала, обслуживающего

вскрышной экскаватор, мин.

Определяем продолжительность рейса автосамосвала, обслуживающего добычной экскаватор, по формуле:

Тр.д=tп.д+tр+tм+tдв.д+tо.д мин,

Тр.д=5,1+2,5+4+9+4,65=25 мин,

(84)

где tп.д- время погрузки автосамосвала, обслуживающего добычной

экскаватор, мин;

tдв.д- время движения автосамосвала, обслуживающего

добычной экскаватор, мин;

tо.д- время простоев автосамосвала, обслуживающего

добычной экскаватор, мин.

Определяем время простоев автосамосвала, обслуживающего вскрышной экскаватор по формуле:

tо.в=0,5 ∙ tп.в+tр мин,

tо.в=0,5 ∙6,8+2,5=9,3 мин,

(85)

Определяем время простоев автосамосвала, обслуживающего добычной экскаватор по формуле:

tо.д=0,5 ∙ tп.д+tрмин,

tо.д=0,5 ∙6,8+2,5=4,65 мин.

(86)

Определяем время погрузки автосамосвала горной породой по формуле:

tп.в=tц(ω=факт)в ∙ nк.в мин,

tп.в=51 ∙8=408 с=6,8 мин.

(87)

Определяем время погрузки автосамосвала углем по формуле:

tп.д=tц(ω=факт)д ∙ nк.дмин,

tп.д=44 ∙7=308 с=5,1 мин.

(88)

Определяем среднюю скорость движения автосамосвала, обслуживающего вскрышной экскаватор в порожнем состоянии по формуле:

vпор.в=12 ∙vmax.в кмч,

vпор.в=12 ∙60=30кмч,

(89)

где vmax.в- максимальная скорость движения автосамосвала, обслуживающего вскрышной экскаватор, км∕ч.

Определяем среднюю скорость движения автосамосвала, обслуживающего добычной экскаватор в порожнем состоянии по формуле:

vпор.д=12 ∙vmax.д кмч,

vпор.д=12 ∙50=25кмч,

(90)

где vmax.д- максимальная скорость движения автосамосвала, обслуживающего добычной экскаватор, км∕ч.

Определяем среднюю скорость движения автосамосвала, обслуживающего вскрышной экскаватор в груженном состоянии по формуле:

vгр.в=13 ∙vmax.вкмч,

vгр.в=13 ∙60=18 км∕ч

(91)

Определяем среднюю скорость движения автосамосвала, обслуживающего добычной экскаватор в груженном состоянии по формуле:

vгр.д=13 ∙vmax.д кмч,

vгр.д=13 ∙50=16,6кмч.

(92)

Определяем время движения автосамосвала, обслуживающего вскрышной экскаватор, по формуле:

tдв,в=Lоvпор.в+Lоvгр.вмин,

tдв,в=2,530+2,518=13,6 мин,

(93)

где Lо- дальность транспортирования до отвала, Lо=2,5 км.

Определяем время движения автосамосвала, обслуживающего добычной экскаватор, по формуле:

tдв,д=Lсvпор.д+Lсvгр.дмин,

tдв,д=1,525+1,516,6=9 мин,

(94)

где Lс- дальность транспортирования до угольного

склада, Lс=1,5 км.

Определяем рабочий парк автосамосвалов, обслуживающих вскрышной экскаватор, по формуле:

Nа.в=Пв ∙ γг.пNр.д ∙ nсм ∙ Qа.вшт,

Nа.в=5005000 ∙2,63354 ∙2 ∙2227=17 шт.

(95)

Определяем рабочий парк автосамосвалов, обслуживающих добычной экскаватор, по формуле:

Nа.д=Пп.иNр.д ∙ nсм ∙ Qа.дшт,

Nа.д=1300000354 ∙2 ∙693,5=5 шт.

(96)

Определяем инвентарный парк автосамосвалов, обслуживающих вскрышной экскаватор, по формуле:

Nа.ин.в=Nа.в Кт.гшт,

Nа.ин.в=170,75=23 шт,

(97)

где Кт.г- коэффициент технической готовности автосамосвалов к

работе, Кт.г=0,75.

Определяем инвентарный парк автосамосвалов, обслуживающих добычной экскаватор, по формуле:

Nа.ин.д=Nа.д Кт.гшт,

Nа.ин.д=50,75=7 шт

(98)

2.13 Отвалообразование

Расходы на отвалообразование составляют до 15 % общих затрат на выемку 1 м3 вскрыши.

При проектировании породных отвалов учитывались следующие требования: отвалы должны иметь достаточную вместимость; располагаться на минимальном расстоянии от мест погрузки породы и на безугольных площадях; размещение отвалов не должно препятствовать развитию горных работ в карьере; работы по отвалообразованию должны проводиться с соблюдением требований безопасности.

К проекту принимаем внутренние отвалы, располагаемые большей частью, в выработанном пространстве с применением бульдозера САТ-D9R.

К преимуществам бульдозерного отвалообразования следует отнести простоту производства и организации работ, малые сроки строительства, низкие капитальные и производственные затраты.

Основным недостатком является большой расход топлива.

Условия ведения отвальных работ:

Высота отвального яруса до 60 м;

Угол откоса отвального яруса 37 град;

Поперечный уклон бермы отвала 3 град. внутрь отвала;

Ширина призмы обрушения равна предохранительной бровке по основанию не менее 3 м;

Размеры предохранительного вала: высота 0,5d колеса автосамосвала с большей грузоподъемностью, разгружаемых на отвале, но не менее 1 м., ширина не менее 1,5 высоты ограничительного вала;

Освещенность места разгрузки не ниже 3 люкс;

Предусматривается оборудование отвала информационными знаками и указателями зон работы технологического оборудования;

Следует учитывать, что ограничительный вал является только ориентиром места остановки автомобиля для разгрузки и предохраняет от случайного падения под откос. Запрещается использовать ограничительный вал в качестве препятствия для остановки автосамосвала;

Для обеспечения нормальной освещенности отвала предусмотрено использовать мачты высотой не менее 13 м.

Таблица 4 – Техническая характеристика САТ-D9R.

Показатели

Значения

Габариты

длина, м

ширина, м

высота, м

6,84

4,31

3,99

Сменная производительность, м3∕см

4860

Определяем число одновременно разгружающихся автосамосвалов на отвале по формуле:

Nа=Nа.в ∙ tрТр.вшт,

Nа=17 ∙ 2,536=2 шт.

(99)

Планируем весь отвальный фронт разделить на 3 участка: разгрузочный, планировочный, резервный. Ширина каждого участка составляет 50 м. Функции участков отвального фронта меняются в пространстве и во времени.

Определяем ширину отвального фронта по формуле:

Lо.ф=n ∙ L’ м,

Lо.ф=3 ∙50=150 м,

(100)

где n- число участков отвального фронта, шт;

L’- ширина участка, м.

Определяем объем бульдозерных работ за смену по формуле:

Vб.см=Vв.см ∙Кзавм3см,

Vб.см=7069 ∙0,5=3534,5 м3см,

(101)

где Vв.см- объем вскрышных пород, поступающих на отвал за смену,

м3∕см;

Кзав- коэффициент, учитывающий заваленность участка,

Кзав=0,5÷0,7.

Определяем объем вскрышных пород, поступающий на отвал за смену, по формуле:

Vв.см=ПвNр.д ∙ nсмм3см,

Vв.см=5005000354 ∙2=7069м3см.

(102)

Определяем число бульдозеров, необходимых для работы на отвале, по формуле:

Nб=Vб.смQб.см ∙ ƞ шт

Nб=3534,54860 ∙0,86=1 шт

(103)

где Qб.см- сменная производительность бульдозера, м3∕см.

Выводы к курсовому проекту

Исследуемая область представлена одним вскрышным уступом высотой 33 метра и одним добычным уступом высотой 11 метров. Высотой уступа определена геологическими условиями залегания месторождения П.И.

Месторождение в исследуемой области вскрывается одной фланговой общей траншеей внешнего заложения с простой формой трассы.

Для разработки месторождения принято транспортная система разработки сплошная с продольным фронтом горных работ с однобортовым развитием.

Для разработки вскрышных пород принят карьерный экскаватор ЭКГ-12Ус, с погрузкой вскрыши в БелАЗ-7513В, расположенный на уровне стояния экскаватора. Для производства вскрышных работ необходимо 2 вскрышных экскаватора.

Для производства добычных работ в проекте принят экскаватор ЭКГ-5Ус с погрузкой в БелАЗ-7540Е расположенный на уровне стояния экскаватора, для производства добычных работ необходим 1 экскаватор.

Для бесперебойной работы экскаватора предприятию необходимо 23 автосамосвала для обслуживания вскрышного экскаватора и 7 для обслуживания добычного экскаватора.

Схема подачи к экскаватору тупиковая, реже применяется кольцевая

Вскрышные породы вывозятся на отвал расположенный внутри карьерного поля в выработанном пространстве на расстоянии 2,5 км. Для механизации отвальных работ принят один бульдозер САТ-D9R со сменной производительностью 4860.

Уголь вывозится на угольный склад расположенный на расстоянии 1,5 км на пром. Площадке.

Список – литературы

1.http://www.mining-enc.ru/o/otkrytaya-razrabotka-mestorozhdenijhttp://refoteka.ru/r-179670.html

2. Хохряков В.С. Открытая разработка месторождений Полезных ископаемых [текст] – М; Недра, 1982 - 280с.

3. Трубецкой К.Н. Справочник по открытым горным работам [текст] – М; Горное бюро, 1904 – 590с.

4. Астафьев Ю.П. Горное дело. [текст] – М; Недра, 1985 – 317с.

5. Правила безопасного ведения горных работ при разработке месторождений открытым способом. (ПБ 05-619-03)

← Предыдущая
Страница 1
Следующая →

Файл

kursovoy.docx

kursovoy.docx
Размер: 254 Кб

.

Пожаловаться на материал

Курсовой проект. Угольный пласт. Добыча угля. Исследуемая область расположена в конечных контурах карьерного поля.

У нас самая большая информационная база в рунете, поэтому Вы всегда можете найти походите запросы

Искать ещё по теме...

Похожие материалы:

Теории государства и права (ТГП), готовые ответы

Предмет теории государства и права. Готовые ответы на экзамен. шпаргалка.

Поликлиника и неотложная педиатрия. Билетная программа

Отличие административной ответственности

Отличие административной ответственности от уголовной / от дисциплинарной ответственности / от материальной ответственности

Поняття про дефект та аномальний розвиток. The concept of defect and abnormal development

Бізнес-план Студія засмаги «Bonita»

Курсова робота. Розробка проекту створення студії засмаги. Допомога клієнтів в підготовці до сеансів засмаги. Консультації клієнтів по догляду після сеансу засмаги. Обслуговування соляріїв.

Сохранить?

Пропустить...

Введите код

Ok