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].
Для вскрышных пород:
πр=0.05*(0.9*(120+20+8)+26)=7.96,
πр=8 - II класс.
Для пород полезного ископаемого:
πр=0.05*(0.75*(90+11+7)+30)=5.55,
πр=6 - II класс.
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).
Для вскрышных пород:
πб=0.07*(120+20+26)=11.62,
πб=12 - III класс.
Для пород полезного ископаемого:
πб=0.07*(90+11+30)=9.17,
πб=10 - II класс.
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].
Для вскрышных пород:
qэ=0.2*((120+20+8)+26)=34.8,
qэ=35 - IV класс.
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:
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);
Таблица 1.5
Коэффициенты перевода ВВ на аммонит №6 по работоспособности:
| 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 взр (кν) - 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:
открытая поверхность ксп=10
- е открытые поверхности ксп =8
- и открытые поверхности ксп =6
- е открытые поверхности ксп =4
- ть открытых поверхностейксп =2
- ть открытых поверхностейксп =1
Для вскрышных пород:
qn=34.8*1*1.5*1.4*1.23*1*8=720 г/м3.
Для пород полезного ископаемого:
qn=27.6*1*1.5*1.34*1.23*1*8=550 г/м3.
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 = Lвв/Ну;
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):
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.
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.
- высота min от верхней бровки уступа, м по ПТБ.
Для вскрышных пород:
Wmin=15*ctg75+3=7 м.
Для пород полезного ископаемого:
Wmin=15*ctg80+3=5.64 м.
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
Для вскрышных пород:
а=0.8*8=6.4 м.
Для пород полезного ископаемого:
а=1.05*9=9.45 м.
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;
Для вскрышных пород:
b=6.4 м.
Для пород полезного ископаемого:
b=9.45 м.
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).
Для вскрышных пород:
dc=220 мм.
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,
Для вскрышных пород:
Lc=(15+12.5*0.22)=18 м.
Для пород полезного ископаемого:
Lc=18 м.
· Длина забойки:
В зависимости от класса взрываемости горных пород:
Lз=(10 - 20)*dc, м
.Для вскрышных пород:
Lз=15*0.22=3 м.
Для пород полезного ископаемого:
Lз=3 м.
· Длинн заряда:
Lвв= Lc - Lз, м
.Для вскрышных пород:
Lвв=18-3=15 м.
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.
Для вскрышных пород:
Qзр=37*15=560 кг.
Для пород полезного ископаемого:
Qзр=560 кг.
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.
.Для вскрышных пород:
t =2*8=16 мс.
Для пород полезного ископаемого:
t=1.5*9=14 мс.
Параметры развала:
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.
для вскрышных пород:
Вм≈1.15*38+2*6.4=56.5 м.
Для пород полезного ископаемого:
Вм≈1.15*30+2*9.45=53.4 м.
Высота развала(n=2-3 ряда)
Нр=(0.5 - 1)*Hу.
Для вскрышных пород:
Нр=9 м.
Для пород полезного ископаемого:
Нр=9 м.
Выбор типа бурового станка:
Диаметр скважины определен расчетно по коэффициенту крепости; показатель трудности бурения, взрываемость горных пород, с достаточной степенью точности, определяют тип бурового станка.
Выбранный станок - 2СБШ-200Н
Технические характеристики бурового станка:
· Диаметр скважины214 мм,
· Глубина скважины24 м,
· Максимальное осевое усилие на долото173 кН,
· Частота вращения бурового става30 - 300 мин -1,
· Расход сжатого воздуха25 м3/мин,
· Масса станка50 т.
Определяем техническую скорость бурения:
Vб=2.5*10 -2*Р0*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.
Для вскрышных пород:
Vб=0.025*160*4/(12*0.214)=6 м/ч.
Для пород полезного ископаемого:
Vб=0.025*160*4/(10*0.214)=7 м.
Определяем производительность бурового станка:
· Сменная производительность:
Пб.см=Тсм*kи.б./(Т0+Тв), 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.+Тр.п.+Тв.п.))/Тсм
коэффициент использования сменного времени
Тп.з.+Тр.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..
Для 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.
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.
горный производство открытый карьер