Разработка месторождений полезных ископаемых открытым способом

Откры́тая разработка месторождений

Полезных ископаемых, открытые горные работы, добыча полезных ископаемых с земной поверхности (см. Карьер).

Наиболее древние открытые разработки камня относятся к 6-му тыс. до н. э. Полиметаллические руды для выплавки бронзы извлекались открытым способом в 4-м тыс. до н. э. в Индии, на Синайском полуострове, в районе Кавказа, в Северной Эфиопии и др. О. р. м. железных руд известна со 2-го тыс. до н. э. на Ближнем Востоке, в Индии и несколько позже в Южной Европе. В средние века в значительных масштабах осуществлялась О. р. м. руд цветных металлов в Испании (Рио-Тинто), мрамора в Италии, медных и желе руд на территории России (Урал). В 18 в. в России, вначале на Урале, а затем в Сибири, распространилась открытая разработка россыпных месторождений. В начале 20 в. в США и Германии в связи с развитием машинной техники стала бурно развиваться О. р. м. В дореволюционной России на Урале, в Кривом Роге, Сибири преобладали полумеханизированные открытые горные работы.

В СССР первые крупные карьеры по добыче угля, руд чёрных и цветных металлов, неметаллических руд были созданы в 1928—41. Важную роль О. р. м. сыграла в годы Великой Отечественной войны 1941—45, позволив обеспечить быстрый ввод в эксплуатацию предприятий и значительное увеличение производственных мощностей. Особенностью послевоенного периода является механизация всех производственных процессов, переход на более мощные машины и механизмы, унификация экскаваторного и транспортного оборудования. О. р. м. обеспечивает 60—65% мирового потребления рудного и нерудного сырья и 30—35% твёрдого топлива (1972). Это объясняется экономической эффективностью открытой разработки: например, стоимость открытой добычи угля в 2,5—3, а руды в 1,5—2 раза ниже, чем при подземной разработке месторождений, а производительность труда в 2—3 раза выше. При использовании мощного горного и транспортного оборудования, средств автоматизации и вычислительной техники открытыми работами осваиваются крупные месторождения с низким содержанием металла в руде и тем самым увеличиваются запасы дефицитных сырьевых ресурсов. По сравнению с подземной разработкой потери полезного ископаемого снижаются в 4—5 раз. В связи с этим генеральное направление развития горнодобывающей промышленности — рост добычи открытым способом (см. табл.).

Удельный вес открытой разработки месторождений полезных ископаемых в общей добыче в СССР (%)

О. р. м. в СССР позволяет создавать мощные комплексы по добыче, переработке и потреблению сырья, отличающиеся высокой концентрацией производства, развитой сетью транспортных коммуникаций, минимальным расстоянием перевозок сырья и низкими затратами на производство. Так, на базе месторождений Канско-Ачинского бассейна и на Экибастузском угольном месторождении создаются предприятия производств. мощностью 45—60 млн. m угля в год, в железорудной промышленности работают предприятия с добычей до 30 млн. т сырой руды в год, в промышленности строительных материалов работают предприятия с годовой добычей 30—35 млн. т асбестовой руды, строятся (1974) предприятия с годовой добычей 10—12 млн. т гранита для производства щебня.

Объём удаляемых в отвал вскрышных пород при О. р. м. обычно значительно превышает объём добываемого полезного ископаемого. Отношение этих объёмов характеризуется коэффициентом вскрыши, который иногда достигает 25, т. е. на 1 т полезного ископаемого приходится 25 т вскрышных пород. Рациональное планирование горных работ по периодам осуществляется по графикам режима горных работ и календарным планам. От формы и глубины залегания месторождения полезных ископаемых, количества вскрышных (пустых) пород, их физико-механических свойств зависят способы вскрытия (см. Вскрытие месторождения) и системы открытой разработки.

О. р. м. ведёт к изменению форм земной поверхности, агротехнических свойств земли и гидрогеологических режимов районов. В зависимости от ценности нарушенной земли производится её полная или частичная рекультивация.

О. р. м. включает этапы: подготовку поверхности, Осушение месторождений полезных ископаемых, горно-капитальные работы (рис. 1), вскрышные работы (удаление пустых пород, покрывающих или вмещающих полезное ископаемое) и добычные работы. Вскрышные и добычные работы включают процессы отбойки, выемки, транспортировки и разгрузки полезного ископаемого. Эти основные производств. процессы объединяются в единую технологию на базе комплексной механизации и автоматизации. К вспомогательным процессам при О. р. м. относятся зачистка уступов, ремонт и строительство дорог (автомобильных, железных), водоотлив и др. Отбойка состоит в отделении горной массы от массива с одновременным её дроблением с помощью буровзрывных работ (см. Бурение, Взрывные работы). Выемка-погрузка производится, как правило, Экскаваторами и погрузчиками. Горную массу перемещают из забоя средствами карьерного транспорта (См. Карьерный транспорт). Массив, сложенный некрепкими горными породами, не требует предварительного рыхления; в этом случае отбойка и погрузка составляют единый процесс, осуществляемый экскаваторами, скреперами, погрузчиками, бульдозерами или др. механическими средствами либо с помощью гидромеханизации (См. Гидромеханизация). При разработке россыпей успешно применяются драги (См. Драга). Полезные ископаемые транспортируются на склады или места их переработки, пустая порода – в отвалы.

Различают цикличную, циклично-поточную и поточную технологию О. р. м. При цикличной технологии процессы выемки и транспортирования прерываются технологическими паузами. При циклично-поточной технологии (рис. 2) выемка осуществляется машинами цикличного действия (одноковшовыми экскаваторами или погрузчиками), а перемещение — ленточными конвейерами или сочетанием конвейерного транспорта с автомобильным (иногда с применением самоходных дробильных агрегатов или полустационарных и стационарных дробильных, дробильно-сортировочных или сортировочных установок) или ж.-д. транспортом. При поточной технологии процессы отбойки, выемки, транспортировки, разгрузки выполняются механизмами непрерывного действия (например, многочерпаковыми экскаваторами, ленточными конвейерами или гидромеханизацией). Для цикличной и циклично-поточной технологии разработаны и созданы системы автоматизированного управления отдельными процессами, информация о протекании которых обрабатывается с помощью средств вычислительной техники. Для поточной технологии, и прежде всего техники непрерывного действия, существуют автоматизированные системы управления производством. Техника непрерывного действия в СССР создаётся на базе комплексов оборудования с роторными экскаваторами и теоретической производительностью 630, 1250, 1500, 2500, 5000, 10000, 12500 м 3 /ч. Наиболее освоенный вид техники непрерывного действия — роторные экскаваторы с нормальным усилием резания. Совершенствование поточных схем горных работ связано с применением полустационарных и самоходных дробильных и дробильно-грохотильных агрегатов производительностью до 2000 т/ч, а также надёжных конвейеров с лентами, способными перемещать крупнокусковой абразивный материал.

Выбор рациональных параметров О. р. м. и оборудования производится с учётом климатических особенностей, района разработки, свойств горных пород, запасов полезного ископаемого, формы месторождения и др., а также требований, предъявляемых к качеству готовой продукции.

Порядок открытых горных работ, обеспечивающих экономичную и безопасную эксплуатацию месторождения, называется системой разработки (рис. 3). Существует нескольких систем О. р. м. Наибольшее распространение в СССР получила классификация систем О. р. м. Н. В. Мельникова (1950), которая основана на способе перемещения пустых пород вскрыши в отвалы и типе применяемого оборудования и состоит из 5 групп. Бестранспортные, при которых вскрышные породы перемещаются из забоя в выработанное пространство вскрышным экскаватором. Транспортно-отвальные, характеризуемые перемещением вскрышных пород в отвалы транспортно-отвальными мостами или отвалообразователями. Погрузка породы на ленточные конвейеры транспортно-отвальных мостов и консольных отвалообразователей осуществляется обычно многочерпаковыми, а иногда одноковшовыми экскаваторами. Транспортные системы, при которых перемещение пород во внутренние (расположенные в выработанном пространстве) или внешние (расположенные за границами карьера) отвалы производится железнодорожным, автомобильным, конвейерным, скиповым и комбинированным транспортом. Специальные системы, при которых вскрышные породы удаляются кабельными экскаваторами, бульдозерами, колёсными скреперами или средствами гидромеханизации. Комбинированные системы, при которых вскрышные породы верхней зоны месторождения средствами транспорта вывозятся на внешние или внутренние отвалы; породы нижней зоны перемещаются во внутренние отвалы экскаваторами, транспортно-отвальными мостами или отвалообразователями.

Большие объёмы вскрышных работ и сложные условия разработки на карьерах предопределили преобладающее применение транспортных систем разработки, которые в СССР будут занимать доминирующее положение на открытых работах всех отраслей горной промышленности. При разработке пластовых месторождений угля, марганцевых руд и горно-химического сырья успешно применяются высокоэффективные бестранспортные и транспортно-отвальные системы разработки.

Известны также классификации систем О. р. м. Е. Ф. Шешко (1950), В. В. Ржевского (1963) и др.

Совершенствование О. р. м. осуществляется с помощью комплексной механизации и оптимизации параметров горных работ и оборудования, разработки и внедрения новых рациональных технологических схем, преимущественного использования взрывчатых веществ простейшего состава, применения техники непрерывного действия, увеличения области применения бестранспортных систем разработки и циклично-поточной технологии на базе основного карьерного и специально создаваемого оборудования, применения оптимальных схем комбинированного транспорта.

Перспективы разработки углей открытым способом в СССР базируются на месторождениях, расположенных в восточных районах страны (главным образом Канско-Ачинский, Кузнецкий и Экибастузский бассейны), где сосредоточено около 98% геологических запасов угля, пригодного для открытой разработки. Добыча железной руды открытым способом концентрируется на месторождениях Украины (Криворожский бассейн), Центра (Курская магнитная аномалия), Казахстана (Соколовско-Сарбайское, Качарское, Лисаковское, Аятское месторождения) и Урала. Добыча руд цветных металлов открытым способом преимущественно осуществляется в Сибири и Казахстане.

За рубежом при помощи О. р. м. добывается примерно 30% угля, около 75% железных руд, до 80% руд цветных металлов, свыше 90% неметаллических полезных ископаемых (асбест, графит, каолин, слюда, тальк), почти 100% нерудных строительных материалов. Наибольшее количество О. р. м. имеется в США; открытым способом ведётся добыча полезных ископаемых также в Австралии, странах Южной Америки (Бразилия, Венесуэла и др.), Канаде, Китае, Европе (ГДР, ФРГ, ПНР, ЧССР).

При добыче руд наибольшее распространение имеет транспортная система, применяющая транспортные средства большой грузоподъёмности (например, автосамосвалы с ёмкостью кузова свыше 100 м 3 ) и экскаваторы с большими параметрами (ёмкость ковша мехлопаты до 20 м 3 ). При добыче угля в США распространена бестранспортная система разработки с экскаваторами больших параметров (вскрышные мехлопаты с ковшом ёмкостью до 150 м 3 и драглайны — до 160 м 3 ), в ГДР и ФРГ — мощные транспортно-отвальные комплексы (см. Транспортно-отвальный мост). При добыче нерудных строительных материалов используется циклично-поточная технология, при которой в карьере располагаются стационарные или самоходные дробильно-сортировочные установки.

Лит.: Виницкий К. Е., Параметры систем открытой разработки месторождений, М., 1966; Ржевский В. В., Технология и комплексная механизация открытых горных работ, М., 1968; Мельников Н. В., Краткий справочник по открытым горным работам, 2 изд., М., 1968; Развитие открытых горных работ в СССР, под ред. Н. В. Мельникова, М., 1968; Проектирование карьеров, М., 1969; Симкин Б. А., Технология и процессы открытых горных работ, М., 1970; Арсентьев А. И., Определение производительности и границ карьеров, 2 изд., М., 1970; Юматов Б. П., Бунин Ж. В., Строительство и реконструкция рудных карьеров, М., 1970; Вопросы выбора производственной мощности карьера, М., 1971; Будущее открытых горных разработок. [Сб. статей], М., 1972; Теория и практика открытых разработок, М., 1974; Surface mining, ed. Е. P. Pfleider, N. Y., 1968; Sinclair Y., Quarrying, opencast and alluvial mining, Amst., 1969; Opencast mining, quarrying and alluvial mining, L., 1965; Samujłł J. S., Roboty strzelnicze w górnictwe odkrywkowym, Katowice, 1968; Hawrylak H., Sobolski R. C., Maszyny podstawowe górnictwa odkrywkowego, Katowice, 1967; Wiśniewski S., Zasady projektowania i budowy kopalń odkrywkowych, Katowice, 1971; Memento des mines et carrieres, 14 ed., P., 1972; Poradnik górnictwa odkrywkowego, Katowice, 1968.

Рис. 1. Вскрытие месторождения при открытой разработке: 1 — карьер; 2 — капитальная траншея; 3 — разрезная траншея; 4 — наклонная выработка для транспортировки полезного ископаемого; 5 — отвал пустых пород.

Рис. 2. Циклично-поточная технология открытой разработки месторождений: 1 — буровой станок; 2 — экскаватор; 3 — автосамосвал; 4 — бункер; 5 — грохот; 6 — дробилка; 7 — ленточный конвейер; 8 — перегружатель.

Рис. 3. Системы открытой разработки: а — бестранспортная; б — транспортно-отвальная; в — транспортная (наклонные пласты); г — транспортная (крутые пласты). Стрелками показано направление развития горных работ.

источник

Открытый способ разработки месторождений в настоящее время является преобладающим при добыче нерудных строительных материалов, а при добыче угля, горючих сланцев, железной руды, горно-химического сырья и других рудных полезных ископаемых его роль и объёмы постоянно возрастают. Сегодня на долю открытых горных выработок приходится более 75% общего объёма добываемых полезных ископаемых.

С внедрением новой техники совершенствовались технология ведения горных работ и параметры карьеров. В настоящее время проектируются карьеры глубиной до 700 м. Высота уступов увеличилась с 7 до 40 м. Широкое применение получили бестранспортные и транспортно-отвальные технологические схемы, повысилась интенсивность отработки (углубка карьеров достигает 15-20 м в год), возросла производственная мощность карьеров.

Техническими направлениями развития открытого способа разработки предусматриваются:

¾ увеличение производственной мощности действующих и строительство новых крупных карьеров с годовой добычей полезного ископаемого до 10-20 млн. т;

¾ разработка рыхлых и полускальных пород с применением комплексов непрерывного действия, в том числе роторных экскаваторов, ленточных конвейеров, консольных отвалообразователей с производительностью до 12,5 тыс.т/час;

¾ расширение области применения технологических схем с перевалкой породы в выработанное пространство драглайнами с ковшами вместимостью 40-100 м3 и длиной стрелы 100-150м;

¾ внедрение циклично-поточной технологии при выемке крепких пород и руд с дроблением их в карьере на передвижных дробилках и транспортированием конвейерами;

¾ широкое применение новых моделей горно-транспортного оборудования: шарошечных станков СВБ -320, экскаваторов ЭКГ-20, гидравлических ЭГ-12,5 и ЭГ-20, погрузчиков с ковшом вместимостью 25 м3, автосамосвалов грузоподъёмностью 11110-180-250т;

¾ полная механизация путевых и вспомогательных работ на карьерах;

¾ внедрение автоматических систем управления (АСУ), математических методов и ЭВМ для проектирования, планирования и управления, реализация комплекса мероприятий по охране окружающей среды.

Реализация этих технических направлений, внедрение новой техники и технологии позволят ещё больше повысить эффективность открытого способа разработки.

Преимущества открытой разработки месторождений перед подземной:

¾ выше безопасность труда, ниже риск обрушений, обвалов;

¾ выше производительность труда в 4 — 7 раз;

¾ ниже себестоимость добычи (без транспортировки на поверхность) в 2 — 4 раза;

¾ ниже сроки строительства карьера и капитальные затраты в 2 — 2,5 раза;

¾ более благоприятные условия для полной механизации горных работ и селективной выемки руды.

¾ экологический ущерб окружающей среде за счёт отчуждения земель, загрязнения воды и атмосферы;

¾ необходимость рекультивации земель после окончания всех работ;

¾ зависимость работ в карьере от погоды и климата.

2 Горнотехнические условия

Согласно исходным данным, разрабатываемое месторождение относится к группе скальных пород. Тип залежи по положению в пространстве — крутопадающая.

¾ горизонтальная мощность — 260 м;

¾ протяженность по простиранию — 1480 м;

¾ угол падения залежи — 45 º;

¾ мощность покрывающих песчано-глинистых пород — 10 м;

¾ объемная масса: полезного ископаемого — 3,1 т/м3;

¾ коэффициент крепости по проф. М.М.Протодьяконова:

полезного ископаемого — 11,

¾ граничный коэффициент вскрыши — 5,2 м3/м3;

¾ расстояние от конечных контуров карьера до перерабатывающего комплекса — 3,8 км;

¾ расстояние от конечных контуров карьера до отвалов — 4,8 км.

3 Границы карьера и объёмы работ

Оконтуривание залежи однородного строения обычно осуществляется по допустимой мощности с последующим исключением участков, не удовлетворяющих кондициям. На основе оконтуривания залежи производится оконтуривание карьерного поля, т. е. установление на планах и геологических профилях объёмного контура карьера при конечном положении его бортов.

На наклонных и крутых месторождениях контур эффективности открытых горных работ определяется в основном по граничному коэффициенту вскрыши. Границей эффективности открытой разработки данного месторождения, по определению академика В. В. Ржевского, является контур, отстроенный под углами погашения бортов карьера g max из точек максимального разноса рабочих бортов карьера g раб , которым соответствует условие достижения равенства значения текущего коэффициента вскрыши граничному, т. е. КТ =Кгр.

Выбираемые рабочий и нерабочий углы откоса уступа и борта карьера должны удовлетворять требованиям безопасного ведения горных работ, устойчивости бортов и условиям размещения на бортах необходимых площадок и транспортных коммуникаций.

По рекомендации академика В. В. Ржевского и методическим указаниям принимаем угол откоса борта карьера g ср =220.

Принятые углы откосов бортов карьера должны обеспечивать:

¾ безопасное для людей и оборудования ведение горных работ;

¾ наибольшую экономичность разработки месторождения.

Предельная глубина карьера:

где — средний уровень погашения (наклона) бортов карьера;

— протяжённость контура (периметр) рудного тела в горизонтальном сечении, м

— протяжённость рудного тела по простиранию, м;

— горизонтальная мощность рудного тела, м;

— граничный коэффициент вскрыши;

средняя площадь полезного ископаемого в плане, м2;

Ндоп — дополнительное углубление карьера без разноса бортов по породе, м;

где м — минимальная ширина дна карьера по условиям минимально допустимых запасов для выемочных машин и транспорта.

где НК — глубина карьера, м,

Объём горной массы в контурах карьера:

где м2 — площадь дна карьера;

Объём руды в контурах карьера

где Sp — средняя площадь полезного ископаемого в горизонтальном сечении, м2;

Ндоп — дополнительное углубление дна карьера без разноса бортов карьера по породе, м;

Нн = 10 — мощность наносов, м.

Средний коэффициент вскрыши

В общем виде оптимальная продолжительность работы карьера может быть определена по формуле Тейлора:

Проектная мощность карьера

Суточная производительность карьера по руде

где nдн — число дней работы карьера в году.

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.

Среднегодовой объём вскрыши

где Кср — среднегодовой коэффициент вскрыши.

Среднесуточный объём вскрыши

4 Система разработки и технологическая схема

Система разработки наряду со вскрытием является важнейшей составной частью технологии горного производства, как при открытом, так и подземном способе добычи.

Рациональная, правильно выбранная для данных горно-геологических и организационно-экономических условий система разработки во многом определяет экономичность и безопасность горных работ, а также их воздействие на окружающую среду.

Система разработки — это порядок производства горных работ, обеспечивающий экономичную и безопасную эксплуатацию карьера с заданной производственной мощностью при рациональном использовании запасов месторождения.

Горные работы при различных системах разработки выполняются соответствующим набором машин и механизмов, обеспечивающих установленную производственную мощность карьера.

Система разработки и комплексная механизация горных работ взаимосвязаны: первая является формой, вторая — содержанием технологии горных работ на карьере.

Показателями этой взаимосвязи являются элементы и параметры системы разработки, которые устанавливаются с учётом рабочих размеров горного и транспортного оборудования.

Систему разработки выбирают на основе изучения и анализа свойств пород и условий залегания полезного ископаемого, с учётом крепости пород, угла падения залежи, глубины залегания полезного ископаемого, мощности наносов и т. д.

При угле падения месторождения не более 120 и значительной длине простирания принимают, как правило, бестранспортную систему разработки. Так как у нас угол падения рудной залежи равен 450, принимаем транспортную систему разработки.

Основные характеристики транспортных систем разработки:

¾ вскрышные породы средствами колёсного транспорта перемещают во внешние отвалы;

¾ условия применения — любая форма месторождения и любая крепость пород;

¾ характерное забойное и транспортное оборудование — экскаваторы, автомобильный транспорт.

.2 Технологическая схема комплексной механизации

При формировании комплексов оборудования (грузопотоков) исходят из принципов механизации открытых горных работ, сформулированных академиком Н. В. Мельниковым.

Основанные на этом принципе технологические схемы и комплексы оборудования грузопотоков обеспечивают непрерывность перемещения горной массы от забоя до приёмного пункта на поверхности. При этом достигаются наиболее полная комплексная механизация всех операций в грузопотоке, наибольшее использование всех механизмов во времени, лучшие экономические показатели и возможность полной автоматизации. Основанные на данном принципе комплексы поточной технологии успешно применяются при разработке рыхлых пород и включают роторные или цепные многоковшовые экскаваторы, ленточные конвейеры, консольные отвалообразователи, транспортно-отвальные мосты.

Разрабатываются комплексы поточной технологии для выемки скальных пород, которая включает погрузку горной массы в передвижные дробилки, а затем транспортирование дроблёных горных пород конвейерами от забоев до отвалов.

Принцип совмещения операций

В этом случае операции по выемке, транспортированию и укладке породы в отвал осуществляются одной машиной — экскаватором, при бестранспортных технологических схемах — погрузчиком, скрепером или бульдозером.

Принцип независимости операций

В технологических схемах, основанных на этом принципе, каждая операция выполняется группой самостоятельных машин; например, погрузка — экскаваторами, транспортирование — автосамосвалами, отвалообразование — посредством бульдозеров. Технологическая схема состоит из отдельных звеньев, каждое из которых связано со смежными звеньями.

Производительная и экономическая работа обеспечивается, если число, мощность и рабочие размеры машин в соседних звеньях соответствуют друг другу. В противном случае простои и недостаточная мощность оборудования в одном звене снижают эффективность работы всего комплекса.

Принцип независимости операций широко распространён, так как наиболее универсален. На этом принципе основаны цикличные технологические схемы, посредством которых отрабатывается более 95% всех объёмов скальных пород и преобладающая часть рыхлых пород на карьерах.

В данном курсовом проекте принимаем следующую технологическую схему экскаваторного способа разработки: погрузка одноковшовыми экскаваторами — транспортирование автосамосвалами — отвалообразование бульдозерами.

Выбор технологической схемы комплексной механизации вскрышных и добычных работ производят в следующей последовательности:

. Исходя из анализа горнотехнических условий разработки месторождения, определяются возможные технологические процессы и оборудование для вскрышных и добычных работ.

. Определяется технологическая схема механизации вскрышных и добычных работ исходя из выполненного анализа и схем, рекомендуемых нормами технологического проектирования.

. Определяются конкретные модели оборудования по процессам на вскрышных и добычных работах с учётом оптимального соотношения между их параметрами.

Определение возможного оборудования для выполнения вскрышных и добычных работ производится на основе анализа свойств пород (прежде всего крепости равной 11), условий их залегания, мощности — покрывающих песчано-глинистых пород равной 10 м и горизонтальной мощности залежи равной 260 м, производительности карьера АК = 9,0 млн. т/год, выбранной системы разработки — транспортной с вывозкой пород во внешние отвалы, расстояния перемещения пород до перерабатывающего комплекса 3,8 км, до отвалов 4,8 км, рельефа местности — принят равнинный, проектной глубины карьера НК = 219,18 м, размеров карьера на поверхности, климатических и других факторов с учётом данных об области рационального использования выемочно-погрузочного, транспортного, бурового и отвального оборудования.

Учитывая годовую мощность карьера АК = 9,0 млн. т/год из таблицы (стр. 135 [3]) выбираем одноковшовые экскаваторы типа прямой механической лопаты ЭКГ — 4,6, так как одноковшовые экскаваторы типа прямой механической лопаты могут применяться при разработке любых пород, в том числе разрушенных скальных; на карьерах средней и большой производительности целесообразны экскаваторы с ёмкостью ковша 4 — 20 м3.

Выбор вида транспорта определяется глубиной и производительностью карьера, расстоянием транспортирования и производится с учётом принятого типа выемочно-погрузочного оборудования и ёмкости ковша погрузочного механизма — экскаваторов ЭКГ — 4,6. Выбираем автомобильный транспорт.

Автомобильный транспорт в условиях карьеров имеет определённые преимущества по сравнению с железнодорожным: большую манёвренность, способность преодолевать значительные подъёмы (до 150%), возможность вести работу при меньших радиусах поворота (12 — 50 м). Основными средствами автомобильного транспорта являются автосамосвалы и тягачи с полуприцепами и прицепами. Отечественными заводами выпускаются карьерные автосамосвалы грузоподъёмностью от 12 — 18 до 40 — 180 т.

Модель автосамосвала выбирается по оптимальному соотношению между ёмкостью кузова автосамосвала и ковша экскаватора:

где Va — вместимость кузова автосамосвала и ковша экскаватора, м3;

Е — ёмкость ковша экскаватора, м3.

Принимаем автосамосвал БелАЗ 7548.

Для успешного применения автомобильного транспорта нужны хорошие дороги. На уступах в карьере проводят простейшие и улучшенные грунтовые или щебёночные дороги и только при слабых грунтах делают дороги из сборного железобетона. Главные постоянные дороги при большом грузообороте — бетонные. Скорость движения автосамосвалов на съездах — около 10 км/ч, на главных дорогах 18 — 25 км/ч.

5 Вскрытие рабочих горизонтов

.1 Способы вскрытия рабочих горизонтов

Вскрытием рабочих горизонтов называют горные работы по созданию комплекса капитальных и временных траншей и съездов, а также других горных выработок и сооружений, обеспечивающих грузотранспортную связь между рабочими горизонтами в карьере и приемными пунктами на поверхности.

Различают следующие способы вскрытия:

? подземными горными выработками;

Тот или иной способ вскрытия принимается на основе учета следующих факторов:

. Рельефа местности, расположения пунктов приема полезного ископаемого и пустых пород(СОФ, отвалов). В данном курсовом проекте расстояние до перерабатывающего комплекса составляет 2471 м, до отвала- 3971 м.

. Размеров карьера в плане и по глубине.

. Степени разведанности месторождения, формы и элементов залегания рудного тела.

. Принятой системы разработки.

. Выбранного типа транспорта и структуры комплексной механизации.

. Величины и направленности грузопотоков.

Вскрытие предложенного в курсовом проекте месторождения осуществляется системой внутренних поступательно-тупиковых (петлевых) траншей, располагаемых на нерабочем борту со стороны лежачего бока залежи, так как принят автомобильный транспорт.

Вскрытие верхних двух-трех горизонтов возможно отдельными траншеями. Так как вскрытие месторождения предполагается по лежачему боку залежи, то система внутренних траншей на уступах, не достигших проектного положения, представлена скользящими съездами, которые по мере отработки уступов превращаются в стационарные съезды.

Высота уступа определяет высотное положение высотных горизонтов, для которых должна быть обеспечена грузотранспортная связь с поверхностью, т.е. решен вопрос вскрытия.

При определении высоты уступа учитывается:

? выбранная система разработки;

? технологическая схема вскрышных и добычных работ;

? свойства пород и другие факторы.

При транспортной системе разработки высота уступа определяется параметрами выемочно-погрузочного оборудования и схемой его работы.

При разработке покрывающих песчано-глинистых пород, высота уступа при его разработке экскаватором не должна превышать 1-1,5 высоты черпания экскаватора. Значение высоты уступа для экскаватора ЭКГ-4,6 принимаю 10 м.

Углы откоса вскрышных рабочих уступов принимаю по данным Гипроруды (таблица 33 [5] стр. 55). Так для крепких и довольно крепких пород с коэффициентом крепости 11 принимаем угол откоса уступа равный 70°.

Ширина экскаваторной заходки.

В крепких породах ширину экскаваторной заходки после взрыва принимают максимально возможной

где Rч.у — радиус черпания экскаватора на горизонте установки экскаватора, м.

Rч.у = 8,86 м (из технической характеристики принятого экскаватора ЭКГ-4,6).

Ширина рабочей площадки при автомобильном транспорте при погрузке взорванных пород в автосамосвалы (стр.135 [7]):

где Вр = 20,26 м — ширина развала горной массы после взрыва;

с2 = 3 м — расстояние от оси дороги до нижней бровки уступа или развала;

Е = 5 м — расстояние между осями движения на двухполосной автодороге;

П1 = 3 м — полоска для размещения дополнительногооборудования;

с1 = 3 м — расстояние между полосой для размещения дополнительного оборудования и полосой безопасности;

вп = 4 м — полоса безопасности.

При отгрузке горной массы из развала в две заходки и петлевом развороте автосамосвалов должно выполняться условие:

где Rр = 10,2 м — радиус поворота автосамосвала.

Для принятого способа вскрытия производим детальное трассирование траншей.

Под трассированием понимают установление положения продольной оси траншеи и ее положение в плане и профиле.

Форма трассы траншеи принята простой, когда она не меняет свое положение в плане. Руководящий подъем капитальной траншеи принимается для автомобильного транспорта 80-120%. Величина руководящего подъёма влияет на скорость движения транспортных средств и пропускную способность трассы в пределах ограничивающего перегона.

Основными параметрами трассы капитальных траншей являются: величина руководящего уклона (подъёма), разность высотных отметок начала и конца трассы (глубина заложения капитальных траншей), минимальные радиусы криволинейных участков, теоретическая и действительная длина трассы.

Теоретическая длина трассы определяется глубиной заложения капитальной траншеи и величиной руководящего уклона:

где ? глубина заложения капитальной траншеи, м;

? руководящий уклон трассы, ‰, принимаю 80‰.

Действительная (фактическая) длина трассы определяется:

где ? коэффициент удлинения трассы, = 1,1…1,50

Определение объемов горно-капитальных и вскрышных работ основывается на построении графика нарастающих объемов вскрыши от нарастающих объемов полезного ископаемого.

Объемы горных работ по вскрытию и подготовке новых горизонтов включают объемы по проходке вскрывающих выработок, разрезных траншей на вскрышных и добычных уступах и разноса вскрышных уступов, обеспечивающих нормативный уровень запасов, готовых к выемке.

Глубина траншеи Н принимается кратной высоте уступа Ну=10 м. Уклон основания траншеи определяется видом применяемого транспорта. Так как принят автомобильный транспорт i = 0,08-0,12. Углы откосов бортов траншеи зависят от свойств породы, их обводненности, длительности работы и др. факторов и изменяется в скальных породах в пределах величины угла естественного откоса.

Капитальные траншеи различаются:

1) по расположению относительно конечного контура:

) числу уступов, обслуживаемых системой траншей, имеющих общую трассу:

? групповые (несколько уступов);

? общие (все уступы карьера до конечной глубины);

? одинарные (для движения транспорта в оба конца);

? парные (для движения только груженого и только порожнего транспорта);

? стационарные (постоянное расположение траншей за контуром или на бортах карьера в конечном положении);

? скользящие (временное расположение траншей внутри конечных контуров на бортах, подлежащих разработке).

Форма трассы капитальных траншей может быть принята простой (когда она не меняет своего положения в плане) и сложной (тупиковой, петлевой, спиральной, комбинированной).

Руководящий подъем в капитальных траншеях принимают: для автомобильного транспорта — 80…120‰, для железнодорожного транспорта — 20…40‰, для скреперов — 120…150‰.

.4 Пропускная способность трассы вскрывающих выработок

Пропускная способность автодорог определяется максимальным количеством машин, которые могут пройти через определенный пункт в единицу времени:

где ? расчетная скорость движения, принимаю =20 км/ч;

? коэффициент неравномерности движения, равный 0,5…0,8;

? интервал следования машин, равный 50 м.

Провозная способность автодороги определяется возможным объемом груза, перевозимого по дороге в единицу времени:

где ? фактический объем породы, перевозимый автомобилем, для принятого в курсовом проекте БелАЗ 7548 =26 м3.

6 Подготовка пород к выемке

Основными производственными процессами при работе карьера являются:

¾ подготовка горных пород к выемке;

¾ выемка и погрузка руды и породы;

¾ транспортирование горной массы из забоев;

¾ складирование полезного ископаемого;

¾ рекультивация земель как завершающий этап ведения вскрышных и добычных работ.

Так как разрабатываемое полезное ископаемое относится к скальным породам, подготовку его к выемке осуществляем буровзрывным способом.

Взрывные работы должны обеспечивать:

¾ требуемую степень дробления горных пород для последующих технологических процессов добычи и переработки;

¾ требуемые качества и сортность взорванного полезного ископаемого, достижение в необходимых случаях избирательного дробления пород различной трудности разрушения;

¾ минимальное отклонение отметок и размеров площадок и уступов, их формы от проектных значений;

¾ заданные форму и угол откоса уступа, возможность безопасного бурения и заряжания последующих скважин;

¾ проектные размеры и форму развала взорванных пород, удобные для выемочно-погрузочных работ, необходимую дальность и направление перемещения пород, особенно при сбросе в выработанное пространство;

¾ допустимое по нормам сейсмическое воздействие взрыва и максимальную сохранность окружающих сооружений и породного массива за конечными контурами карьера и соблюдение заданного угла погашения его борта;

¾ достаточный объём взорванных пород для бесперебойной и высокопроизводительной выемки и погрузки;

¾ высокую безопасность, экономичность и производительность горных работ.

.1 Выбор метода и способа взрывных работ

При выборе ВВ руководствуются следующими показателями:

Крепость и трещинноватость пород, их обводнённость, кислородный баланс ВВ, диаметр заряда, бурение скважин, дробление на заводах, стоимость ВВ.

В зависимости от условий размещения заряда (диаметра заряда) и коэффициента крепости полезного ископаемого f = 11 для ведения ВР принимаем граммонит 79/21. Заряды размещаем в скважинах диаметром 200 мм. Бурение скважин осуществляем станками 2СБШ-200-32. В качестве средств взрывания (СВ) применяем детонирующий шнур. Для инициирования ВВ в скважинах применяют шашки Т-400Г. Скважины вертикальные.

.2 Расчёт параметров массового взрыва

.2.1 Определение требуемой крупности дроблёной породы

Определяем максимально допутимый размер кусков dmax (м), исходя из вместимости ковша экскаватора Vэ (м):

Бункера, приёмные отверстия дробилок, грохотов принимают:

, где b — ширина приёмного отверстия, м. Принимаем щековую дробилку ККД-900 с шириной приёмного отверстия 1500×1200 мм. В качестве допустимого принимаем м.

6.2.2 Расчётный удельный расход ВВ

Расчётный удельный расход qp выбирают на основе обобщения многолетнего опыта ведения ВР в различных породах и условиях треста «Союзвзрывпром» и выбранного ВВ граммонита 79/21 с коэффициентом работоспособности е = 1,0 qp = 0,75 кг/м3.

6.2.3 Параметры взрывных скважин

К основным параметрам взрывной скважины относятся: глубина, диаметр и угол наклона скважины. От этих параметров, а также типа и плотности ВВ, размеров сетки скважин на уступе и порядка взрывания зависит вместимость 1 м скважины, выход взорванной породы (взрываемый объём) на 1 м скважины.

Глубина наклонной скважины:

где ? — угол наклона скважины, град.;

lпер — перебур скважины, необходимый для качественного разрушения пород в подошве уступа, м.

Наклонные скважины бурят под углом ; при 15dскв. Перебур не производят или дваже не добуривают до подошвы уступа, если нижележащий уступ представлен пластом ПИ или пластичными породами.

Для любой породы по категории трещинноватости и коэффициенту крепости f расчётный удельный расход (qp, кг/м3) ВВ для зарядов рыхления при диаметре dз = 200 мм определяется по формуле:

где qэ — эталонный расход граммонита 79/21;

е = 1,0 — коэффициент работоспособности ВВ;

kd = 0.85 — поправочный коэффициент на допустимый размер куска;

gр = 3100 кг/м3 — плотность породы.

где D = 0,7…0,9 — плотность ВВ в скважине, кг/м3.

Предельная линия сопротивления по подошве уступа Wп определяется по формуле:

Полученную величину линии сопротивления необходимо проверить по условию безопасности ведения работ:

где Ну — высота взрываемого уступа, м;

? — угол откоса борта уступа, град;

С = 3 м — минимально допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа.

При этом должно выполняться условие: .

Если условие не выполняется, то необходимо применять наклонные или парносближенные скважины, котловые заряды. В этом случае линия сопротивления будет определяться:

для парносближенных скважин

Определим величину перебура:

Глубина наклонной скважины:

Длина забойки принимается:

lзаб должна быть больше (25…30)dскв или больше (0,5…0,75)W. Если это условие не выполняется, то делают перерасчёт. Для обеспечения минимальной ширины развала должно соблюдаться условие .

Расстояние между скважинами в ряду:

где m = (1.66…0.066)f — коэфициент сближения скважин, (здесь f — коэффициент крепости по шкале М. М. Протодьяконова).

Значение m по условию дробления пород принимают: для легко взрываемых пород 1,1 — 1,2; средне взрываемых 1,0 — 1,1; трудно взрываемых 0,85 — 1,0.

Расстояние между рядами скважин:

Масса общего заряда ВВ в скважине:

7 Выемка и погрузка горной массы

Развал породы от первого ряда скважин без подпорной стенки многорядного КЗ взрывания определяется по формуле:

где ? коэффициент взрываемости породы (= 3-3,5 для трудно взрываемых 2,5 — 3 для средне взрываемых и 2 — 2,5 для легко взрываемых пород);

? коэффициент дальности отброса породы в зависимости от интервала замедления. При порядной схеме взрывания для любых ? (время замедления между рядами зарядов, с) = 1(стр. 163[2]);

? коэффициент, учитывающий угол наклона скважины к горизонту:

Ширина взрываемого блока определяется:

где ? планируемая ширина развала блока, кратная ширине заходки экскаватора, м:

Расчетное число скважин при b=W:

Принимаем 2 ряда скважин, т.е.

Фактическая ширина взрываемого блока:

Фактическая ширина развала взорванной породы:

Фактическая ширина экскаваторной заходки:

где ? количество планируемых заходок.

Высоту развала при однорядном взрывании принимаем на 5% больше высоты уступа, т.е.:

Взрывание породы на уступе производят отдельными блоками шириной и длиной .

Объем породы взрываемого блока:

Для начала необходимо рассчитать , для этого определяю загруженность экскаватора на 2 недели работы, т.е. м3. Затем определяю ширину взрываемой заходки:

где ? число рядов скважин; ? расстояние между рядами скважин при многорядном короткозамедленном взрывании, м.

Отсюда длина взрываемого блока:

Расположение скважин в пределах взрываемого блока может быть однорядным или многорядным.

Порядок взрывания скважин на уступе может быть мгновенным или КЗ.

Рациональный интервал замедления при однорядном взрывании ориентировочно можно определить по формуле:

где ? коэффициент, зависящий от взрываемости породы, мс/м (для трудно взрываемых пород =1,5…2,5; для средне взрываемых =3…4; для легко взрываемых =5…6).

При многорядном взрывании интервал замедления увеличивается на 25%.

Число скважин во взрываемом блоке определяется:

Выход горной массы с 1 м скважины:

7.1 Расход ВВ на основные работы

Объем горной массы, взрываемой одним зарядом ВВ:

Общее число скважин, которое необходимо пробурить за год для заданного объема работ в карьере :

где ? годовой объем работ в карьере по горной массе, м3;

? коэффициент потерь скважин , =1,07.

Общий объем бурения скважин в карьере:

Годовой расход ВВ в карьере на основные работы:

7.2 Расход ВВ для разделки негабарита

Объем негабарита по взрываемому блоку определяется в зависимости от трещиноватости породы и содержанию негабарита в породе до взрыва, по максимальному проценту негабарита после взрыва:

где ? содержание негабарита во взрываемом блоке, доли единицы; не более 1,7% [2, стр.131], тогда:

Объем негабарита во взрываемом блоке после взрыва:

где ? содержание негабарита после взрыва (=3…5 и дот 15%).

Расход ВВ на разделку негабарита:

где ? удельный расход ВВ для разделки негабарита, кг \м3.

7.3 Общий расход ВВ в карьере

.4 Общий удельный расход ВВ в карьере

.5 Производительность буровых станков и их общее количество, необходимое для выполнения всего объема работ

Показатель трудности бурения:

где ? предел прочности пород на сжатие и сдвиг, кг/см2;

Все горные породы, подвергаемые разрушению механическим способом с точки зрения трудности разрушения делятся на ять классов.Порода с коэффициентом крепости 11 относится к 3 классу — труднобуримые (=10,1…15), с учетом этого для бурения принимаем к установке шарошечные станки (= 5…16) марки 2СБШ-200-32 [2, стр.56].

В таблице 7.1 приведена техническая характеристика станка бурового шарошечного 2СБШ-200-32

Показатель, ед. измеренияВеличинаДиаметр долота, мм215,9 244,5Глубина бурения, м, не более32Направление бурения к вертикали, градус0; 15; 30Длина буровой штанги, м8Ход непрерывной подачи, м1Осевое усилие, МН, не более0,3Скорость подачи/подъема бурового снаряда, м/с0,025/0,48Частота вращения долота, с-10,2-4,0

Сменная эксплуатационная производительность бурового станка определяется по формуле [2,стр.82]:

где ? продолжительность смены, ч;

и ? продолжительность подготовительно-заключительных операций и регламентированных перерывов в смене, ч; (ч). Принимаю 0,5 часа;

и ? основное и вспомогательное время на бурение 1 м скважины, ч.

Число удлинений бурового става (округляется до целого числа):

Вспомогательное время на бурение 1 м скважины:

где = 10 мин — время переезда станка для бурения следующей скважины;

= 4 мин — время удлинения состава.

Продолжительность основных операций:

где ? техническая скорость бурения, которая определяется [2, стр.69]:

где ? осевое давление на долото, т, (из технической характеристики =0,3 т);

? частота вращения бурового станка, об/мин, (из технической характеристики = 2,1 об/мин);

? диаметр долота, мм, (из технической характеристики выбираю 215,9 мм).

Годовая производительность буровых станков:

где ? число дней работы станка в году;

? число рабочих смен в сутки.

Число буровых станков определенного типа на карьере:

Принимаю к работе на карьере 14 станков буровых 2СБШ-200-32.

.6 Зона безопасности при ведении взрывных работ

Радиус опасной зоны по действию воздушной волны на человека:

где ? коэффициент, учитывающий расположение зарядов относительно свободных поверхностей, = 10…15;

? общая масса одновременно взрываемого ВВ, кг

Радиус опасной зоны по действию воздушной волны на сооружения:

Радиус опасной зоны по сейсмическому действию взрыва на здания и сооружения:

где ? коэффициент, зависящий от свойств пород в основании зданий и сооружений, = 3…15 (меньшие значения соответствуют скальным породам, большие — песчанистым и глинистым).

Выемка и погрузка горных пород — отделение от массива мягкой или предварительно разрыхленной твердой породы с последующей ее погрузкой в транспортное средство или непосредственно в отвал. При использовании экскаватора выемка и погрузка сливаются в один процесс — выемочно-погрузочные.

Экскаватор — самоходная машина цикличного типа (одноковшовые) или непрерывного (многоковшовые) действия. Одноковшовые экскаваторы — прямая и обратная лопата, а также драглайн.

В данном курсовом проекте принят к эксплуатации одноковшовый экскаватор ЭКГ-4,6, в таблице 7.2 приведена его техническая характеристика [5, стр.116].

Показатель, ед. измеренияВеличинаЕмкость ковша, м34,6Угол наклона стрелы, градус45Длина стрелы, м10,5Длина рукояти, м7,28Наибольший радиус черпания, м14Наибольшая высота черпания, м10,2Наибольший радиус разгрузки, м13,65Высота разгрузки при наибольшем радиусе, м4,8Радиус разгрузки при наибольшей высоте, м12,2Наибольшая высота разгрузки, м6,3Радиус черпания на горизонте установки экскаватора, м8,86Радиус поворотной платформы, м5,25Длина гусеничного хода, м6Ширина гусеничного хода, м5,24Просвет под поворотной платформой, м1,68Ширина кузова, м5,48Высота кузова от поверхности земли, м5,3Мощность сетевого двигателя, кВт250Скорость подъема ковша, м/сек0,87Скорость черпания, м/сек0,45Число оборотов поворотной платформы в минуту3?3,5Расчетная продолжительность цикла, с23Скорость передвижения экскаватора, км/ч0,45Рабочий вес экскаватора, т193

Расчет производительности экскаватора типа ЭКГ-4,6.

За исходную следует принимать часовую производительность экскаватора, так как, зная её величину и число часов работы в смену, сутки и год, легко определить сменную, суточную и годовую производительность.

Техническая производительность одноковшового экскаватора — максимально возможная производительность экскаватора данной модели в конкретных условиях его работы.

Техническая производительность экскаватора:

где ? геометрическая емкость ковша, м3;

? коэффициент наполнения ковша в твердом теле;

? продолжительность рабочего цикла, с;

Коэффициент наполнения ковша экскаватора в зависимости от погружаемых пород: рыхлые = 0,5; средние = 0,8; тяжелые = 0,7; скальные, хорошо взрываемые =0,6.

Техническая производительность экскаватора является критерием работы экскаватора в конкретных условиях.

Эксплуатационная производительность экскаватора учитывает использование экскаватора во времени:

где ? длительность смены, ч;

? коэффициент использования экскаватора при работе с автотранспортом, = = 0,75…0,8.

Суточная производительность экскаватора:

где ? число рабочих смен в сутки.

Годовая производительность экскаватора:

где ? число рабочих дней экскаватора в году с учетом плановых простоев и ремонта.

Экскаваторный способ выемочно-погрузочных работ универсален, посредством его выполняется до 95% объема работ в карьере.

При экскаваторном способе производятся отбойка и рыхление горной массы, ее транспортирование и отвалообразование.

Технологический процесс размещения пустых пород, перемещаемых при разработке месторождений открытым способом, называется отвалообразованием. Отвалообразование вскрышных пород производится на специально отведённых для этого площадках. Эти площадки (отвалы) находятся на минимально возможном расстоянии от забоев и непригодны для использования в народном хозяйстве.

Отвалы в комплексе с техническими устройствами, средствами механизации составляют отвальное хозяйство карьера.

Способ отвалообразования зависит от типа складируемых пород и вида карьерного транспорта. При железнодорожном транспорте применяются экскаваторные (мехлопаты, драглайны, абзетцеры), плужные и бульдозерные отвалообразователи; при автомобильном транспорте — бульдозерные и экскаваторные; при конвейерном — консольные отвалообразователи.

Относительно контура карьера отвалы бывают внутренние и внешние.

Внутренние отвалы располагаются в выработанном пространстве карьера, внешние — за его пределами. Внутренние отвалы возможны при угле падения залежи не более 12 градусов. Для перемещения породы во внутренние отвалы используют мощные драглайны с ковшом ёмкостью 25 — 80 м3 и длиной стрелы до 100 м (ЭШ-25/100, ЭШ-80/100), мехлопаты с ковшом ёмкостью 35 м3 и длиной стрелы до 65 м (ЭВГ-35/65, ЭВГ-100/70).

Внешнее отвалообразование применяется при разработке наклонных и крутопадающих месторождений.

Бульдозерное отвалообразование при автомобильном транспорте

При автомобильном транспорте наибольшее распространение получил бульдозерный способ отвалообразования. Развитие отвала принимается периферийное, отвал — одноярусный. Высота отвала для скальных пород согласно нормам технологического проектирования (НТП)? Составляет 30 — 40 м. Принимаем 35 м. В целях безопасности ведения работ ширина отвала должна быть не менее 100 м, а в пределах фронта разгрузки автосамосвала предусматривается отсыпка предохранительного вала из породы высотой 0,8 м и шириной основания 2 м.

При транспортировании пород в отвал автомобильным транспортом основными параметрами отвалообразования являются:

¾ длина фронта отвального участка и всего отвала;

¾ число участков отвалообразования;

¾ шаг переноски отвальной автодороги;

¾ продолжительность загрузки и подготовки отвального участка;

¾ необходимое число бульдозеров при заданном объёме работ.

Для ведения работ на отвале, с учётом принятой модели автосамосвала, выбираем модель бульдозера.

Суточный вскрышной грузоток карьера:

где АВ — годовая производительность карьера по вскрыше, м3/год;

— количество суток работы отвала в год.

Приёмная способность 1 м длины отвального фронта:

где Va =26 м3 — вместимость кузова автосамосвала;

kK = 1.5 — коэффициент кратности разгрузки;

ШК = 3,8 м — ширина кузова автосамосвала.

Количество автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение часа:

горный порода открытый разработка

где kнер = 1,3 — коэффициент неравномерности работы;

kpa = 1.4 — коэффициент разрыхления породы в кузове автосамосвала;

nсм = 3 — число смен в сутки отвального цеха , смен;

Тсм = 8 ч — продолжительность рабочей смены;

Va — объём породы, перевозимой автосамосвалом за рейс, м3.

Количество одновременно разгружающихся на отвале автосамосвалов:

где tpa = 60 с — продолжительность разгрузки автосамосвала на отвале;

tмо = (60…100) с — время манёвров автосамосвала при разгрузке на отвале, с (примем 80 с).

где ШП = 40 м — ширина полосы по фронту, занимаемой одним автосамосвалом при маневрировании.

Количество участков, на которых одновременно осуществляется разгрузка автосамосвалов:

где м — длина фронта одного разгрузочного участка.

Количество участков, находящихся в одновременной планировке:

Количество резервных участков:

Общая длина отвального фронта:

где — коэффициент одновременности работы отвальных участков;

— длина фронта разгрузки автосамосвалов, м;

— число рабочих отвальных участков.

Принимаем бульдозер ДЗ — 141 ХЛ, техническая характеристика которого приведена в таблице 8.1 (стр. 310 [7]).

Показатель, ед. измеренияВеличинаБазовый тракторТ — 500 Р — 1Мощность двигателя, кВт367Тяговый класс, кН350Параметры отвала, мм: длина высота подъём опускание 4800 2000 1430 640Способ изменения угла перекосаГидравлическийУправление рабочим органомГидравлическоеМасса, т: бульдозерного оборудования общая с трактором 8,6 59,9Вместимость гидросистемы, л480

Сменная эксплуатационная производительность бульдозера (в целике):

где ч — продолжительность рабочей смены;

ч — продолжительность подготовительно-заключительных операций;

= 0,8 — коэффициент использования бульдозера во времени;

— коэффициент, учитывающий потери породы в процессе работы бульдозера;

— коэффициент, учитывающий уклон на участке работы;

— продолжительность рабочего цикла бульдозера, с;

— коэффициент разрыхления отсыпанной породы;

— объём породы в твёрдом теле, перемещаемый отвалом бульдозера:

где м — длина отвала бульдозера;

м — высота отвала бульдозера;

— угол естественного откоса породы, перемещаемой бульдозером.

Количество бульдозеров в работе:

где — объём вскрышного суточного грузопотока, м3/сут.;

— производительность бульдозера, м3/смену;

— число рабочих смен в сутки отвального цеха, смен.

Инвентарный парк бульдозеров:

где — ремонтный парк бульдозеров, шin$

— резервный парк бульдозеров, шт.

9 Транспортирование горной массы из забоев

Модель автосамосвала выбирается по оптимальному соотношению между ёмкостью кузова автосамосвала и ковша экскаватора:

где Va — вместимость кузова автосамосвала и ковша экскаватора, м3;

Е — ёмкость ковша экскаватора, м3.

Принимаем автосамосвал БелАЗ 7548. В таблице 9.1 приведена техническая характеристика принятой модели автосамосвала (стр. 76 [3] ).

Показатель, ед. измеренияВеличинатипс задней разгрузкойКолёсная формула4*2Грузоподъёмность, т42Объём кузова, м321Объём кузова (с шапкой), м326Ширина кузова, м3,8Масса автосамосвала, т: снаряжённого полная 29,5 71,5Скорость максимальная, км/ч50База, мм4200Колея, мм: передних колёс задних колёс 2800 2537Минимальный радиус поворота, м10,2Объём платформы геометрический, м3: номинальный увеличенный 21 27,5Время подъёма платформы с грузом, с,не более25Показатель, ед. измеренияВеличинаВремя опускания платформы (без груза), с, не более20Тормозной путь при начальной скорости 40 км/ч до остановки, м, не более22Контрольный расход топлива, л/100км142Погрузочная высота, мм3805Наименьший радиус поворота, м10,2

Проверяется возможность перевозки установленного объема горной массы выбранной моделью автосамосвала:

где ? вес груза, фактически перевозимого автосамосвалом, т;

? плотность полезного ископаемого или вскрышных пород соответственно, т.

Продолжительность рейса автосамосвала:

где ? продолжительность погрузки автосамосвала, мин;

? продолжительность разгрузки автосамосвала, мин;

? продолжительность движения груженого автосамосвала, мин;

? продолжительность движения порожнего автосамосвала, мин;

? продолжительность маневровых операций и ожидания, мин.

Продолжительность погрузки автосамосвала:

где ? вместимость кузова автосамосвала, м3;

? продолжительность рабочего цикла экскаватора, с;

? емкость ковша экскаватора, м3;

? продолжительность времени наполнения (черпания) ковша экскаватора, с;

? продолжительность времени разгрузки ковша экскаватора, с.

Продолжительность движения груженого и порожнего автосамосвала:

где ? длина пути соответственно в грузовом и порожнем направлении, км;

? скорость движения соответственно груженого и порожнего автосамосвала, км/ч ( км/ч, км/ч);

= 1,1 — коэффициент, учитывающий разгон и торможение автосамосвала.

Продолжительность разгрузки автосамосвала:

Продолжительность разгрузки автосамосвала принимается 1,0 мин.

Продолжительность маневровых операций и ожидания за рейс:

Продолжительность маневровых операций и ожидания за рейс, принимаем 2,0 мин.

Эксплуатационная производительность автосамосвала:

где ? продолжительность рабочей смены, ч;

? вместимость кузова автосамосвала, м3;

= 0,9 — коэффициент использования грузоподъемности.

Количество автосамосвалов, необходимых для обслуживания экскаватора:

Суточный грузооборот карьера по горной массе:

где ? годовая производительность карьера по горной массе, т/год;

? количество суток работы автотранспорта в год.

Рабочий парк автосамосвалов, обеспечивающий суточный грузооборот карьера:

где ? суточный грузооборот карьера, т/сут;

= 1,1? коэффициент неравномерности работы автотранспорта;

? эксплуатационная производительность автосамосвала, т/смен;

? количество смен работы экскаватора в сутки, смен.

Полученное по формуле дробное значение, не округляя до целого, подставляем в последующую формулу.

Инвентарный (списочный) парк автосамосвалов:

где = 1,15 — коэффициент резерва автосамосвалов.

Полученное списочное количество автосамосвалов округляем до целого в большую сторону.

1. Волков Б.А. Открытые горные работы: учебно-методическое пособие по курсовому проектированию для студентов/ Б.А. Волков. — Минск: БНТУ,2010. — 42 с.

. Ржевский В.В. Процессы открытых горных работ. Изд. 3-е, перераб. и доп. М., «Недра», 1978. 541 с.

. Кулешов А.А. Проектирование и эксплуатация карьерного автотранспорта: справочник / А.А. Кулешов. — Спб.: Санкт-Петербургский горный институт, 1994. — Ч. 2. — 1995.

. Кутузов Б.Н. Взрывные работы / Б.Н. Кутузов. — М.: Недра,1988.

. Мельников И.В. Краткий справочник по открытым горным работам / И.В. Мельников. — М.: Недра, 1982.

. Подэрни Р. Ю. горные машины и комплексы для открытых работ: Учебник для вузов — 2-е изд., перераб. И доп. — М.: недра, 1985. — 544 с.

. Справочник. Открытые горные работы. — М.: Горное бюро, 1991.

. Ялтанец И. М., Щадов М. И. Практикум по открытым горным работам — 2-е изд. — М.: Издательство Московского государственного горного университета, 1999. — 407 с.

Наши специалисты проконсультируют или окажут репетиторские услуги по интересующей вас тематике.
Отправь заявку с указанием темы прямо сейчас, чтобы узнать о возможности получения консультации.

источник