Технологический расчет основных процессов открытых горных работ

ВВЕДЕНИЕ

На современном этапе формирования рыночной экономики страны основой функционирования и развития ее горной промышленности является открытый способ добычи полезных ископаемых. Ныне в России этим способом добывается около 90% железных руд, до 60% руд цветных металлов и угля [IV]. Разработка месторождений открытым способом обеспечивает значительно лучшие технико-экономические показатели, чем подземным.

Добыча полезных ископаемых открытым способом в нашей стране производится с давних времен. В настоящее время действуют предприятия большой производственной мощности.

Во второй половине 20 века в связи с истощением минерально-сырьевой базы России появилась устойчивая тенденция к освоению месторождений глубинного, нагорно-глубинного типа с вовлечением в разработку бедных руд, что предопределило значительное увеличение глубины карьеров, их размеров в плане и поставило горнодобывающие предприятия в более сложные условия.

По данным ИГД УрО РАН каждые 100 м роста глубины карьера сопровождаются снижением производительности буровых станков в среднем на 6-8%, экскаваторов на 8-12%, автосамосвалов на 16-22%, локомотивосоставов на 10-14%. Работа значительного числа а/с в карьере резко ухудшает экологическую обстановку. Решить ряд проблем можно внедрением на горных предприятиях новых решений в области техники и технологии.

Основным направлением в техническом перевооружении ОГР за рубежом в последнее десятилетие является широкое внедрение высокопроизводительного оборудования: буровых станков с диаметром долота до 450 мм, карьерных экскаваторов с ковшом вместимостью до 26 м3, автосамосвалов грузоподъемностью до 310 м3, различного вспомогательного оборудования, повышающего возможность основного и высвобождающего определенное число рабочих. В последние годы повышение технического уровня карьеров обеспечило рост сменной производительности труда по горной массе в среднем от 180 до 240 т (от 70 до 90 м3), а на ряде новых предприятий уровень сменной производительности труда достиг 95-100 м3/чел.

Одним из перспективных направлений является внедрение перспективных циклично-поточной и поточной технологий, в частности, на разработке месторождений скального и полускального типа. В нашей стране при активном участии машиностроительных институтов и заводов были обоснованы технические требования и создан ряд опытных образцов оборудования для ЦПТ, испытанных на ряде горных предприятий (Гайский, Ново-Кроворожский, Центральный Криворожский, Качканарский ГОКи и Тургоякский карьер). Положительные результаты научно-исследовательских, конструкторских, и опытно-промышленных работ позволили запроектировать и впоследствии реализовать ЦПТ на большинстве рудных комбинатов бывшего СССР. Опыт применения ЦПТ показал, что своевременное внедрение ее на глубоких карьерах позволяет сократить затраты на транспортирование горной массы на 15-20%, повысить производительность труда, снизить объем горно-капитальных работ и количество вредных выбросов в атмосферу.

Бурное развитие горных работ стало возможным благодаря достижениям горной науки техники в основу которых положены труды академиков Н.В. Мельникова, В.В. Ржевского, профессоров Е.Ф. Шешко, А.И. Арсентьева, В.С. Хохрякова, П.И. Токмакова и др

1. КРАТКАЯ ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ И ГОРНОТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

В данном работе проектируется карьер с размерами по длине Lк = 1000 м, по ширине Вк = 460 м. По условию производственная мощность карьера по полезному ископаемому составляет Qпи = 1300 тыс. т/год, по горной массе

Ar = 2430 тыс. м3/год, по вскрыше Vв = 2010 тыс. м3/год.

Крепость полезного ископаемого составляет f=14. В соответствии с классификацией горных пород по шкале крепости проф. М.М. Протодьяконова, данное полезное ископаемое относится к категории очень крепких пород. Из литературы следует, что это полезное ископаемое - мрамор среднетрещеноватый. Его пределы прочности и плотность: усж=125 МПа, усдв=19,2 МПа, ураст =10,8 МПа, г = 2,5 т/м3.

Определяем показатель трудности разрушения по формуле:

ПР = 0,05[Ктр·(усж + усдв + ураст.) + г·g]; (1) [II]

где: g - ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2;

Ктр - коэффициент, учитывающий трещиноватость, Ктр = 0,85

ПР = 0,05[0,85·(125 + 19,2 + 10,8) + 2,5·9,8] = 7,81;

По классификации акад. В.В. Ржевского полезное ископаемое относится по показателю трудности разрушения ко II классу и 8 категории.

Определяем показатель трудности бурения по формуле:

Пб = 0,07(усж + усдв + г·g); (2) [II]

Пб = 0,07(125 + 19,2 + 2,5·9,8) = 11,8;

В соответствии с классификацией акад. В.В. Ржевского по показателю трудности бурения, порода относится к III классу - труднобуримая и 12 категории. Вскрышные породы с коэффициентом крепости f = 12 и показателем трудности бурения Пб = 10 относится ко II классу и 10 категории - средней трудности бурения.

Месторождение можно охарактеризовать:

- По форме: плитообразная залежь, т.к. вытянута преимущественно в двух направлениях;

- В зависимости от положения относительного господствующего уровня поверхности и глубины залегания: глубинного типа, т.к. мощность покрывающих пород Мп = 30 м;

- По углу падения: крутая залежь ц = 70є;

- По мощности: весьма мощное mпи = 35 м.

Пояснительная схема разработки залежи

2. РЕЖИМ РАБОТЫ КАРЬЕРА, ОБЩАЯ ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ В КАРЬЕРЕ

В соответствии с нормами технологического проектирования для данных условий принимается круглогодичный режим работы карьера, при шестидневной рабочей неделе. Количество рабочих дней в году равно 300. Суточный режим работ трехсменный, продолжительность рабочей смены - 8 часов. Число рабочих смен в году - 900.

Определение границ карьерного поля.

По условию размеры карьера по поверхности составляют 1000460 м.

Глубина карьера определяется по формуле:

, м;

где: киз - коэффициент извлечения запасов полезного ископаемого (0,95-0,97);

кгр - граничный коэффициент вскрыши;

м - горизонтальная мощность залежи;

м;

С учетом принятых углов наклона бортов карьера размеры карьера по дну составят.

Длина карьера по дну:

м;

Ширина карьера по дну:

м.

где: А - длина карьера по верху, А = 1000 м;

В - ширина карьера по верху, В = 460 м;

б,бґ - углы откосов нерабочего и рабочего бортов карьера;

Н - глубина карьера, м;

м;

м.

3. ПОДГОТОВКА ГОРНОЙ МАССЫ К ВЫЕМКЕ

Подготовку горных пород к выемке осуществляем буровзрывным способом.

3.1 Буровые работы

3.1.1 Выбор и обоснование бурового оборудования

Первоначально выбираем диаметр скважины. При показателях трудности бурения 10 и 11,8 выбираем dскв = 243 мм.

Буровые станки шарошечного бурения в настоящее время получили широкое распространение при бурении скважин диаметром 160-320 в породах с Пб > 5. По коэффициенту крепости выбираем станок СБШ-250МН.

Таблица 3.1 [IV] Техническая характеристика бурового станка СБШ-250МН

3.1.2 Технологические расчеты параметров буровых работ

Определяем техническую скорость бурения по формуле:

Vб.ш. = 2,5·Р0·nв·10-2/(Пб·dд2), м/ч; (3.1) [I]

где: Р0 - усилие подачи, Р0 = 294,3 кН;

nв - частота вращения штанги nв = 16,43 с-1;

dд - диаметр долота - dд = 0,214 м;

Vб.ш. = 2,5·294,3·16,43·0,01/(11,8·0,2432) = 14,7 м/ч;

Определяем сменную производительность станка по формуле:

, м/смену; (3.2) [II]

где: Кпр - коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, Кпр = 0,75ч0,85;

Тсм - продолжительность смены, Т = 8 ч;

Тпз - время на подготовительные и заключительные работы, Тпз = 0,5 ч;

Тр - регламентированный перерыв, Тр = 1 ч;

tв - вспомогательное удельное время бурения скважин, tв = 0,033ч0,066 ч/м;

tо - удельное основное время бурения скважин, ч/м:

tо = 1/Vб, ч/м;

tо = 1/14,7 = 0,068 ч/м;

м/смену;

Выбранный буровой станок СБШ-250МН имеет ряд достоинств высокая скорость бурения, при работе станка не требуется доставка воды и тяжелого инструмента (долот), возможность регулировки осевого давления и числа оборотов в широких пределах, возможность бурения наклонных скважин. Также имеются и недостатки: большая масса станка, недостаточная стойкость шарошек и большой их расход.

Оценка взрываемости горных пород осуществляется по эталонному расходу (г/м3) взрывчатого вещества - аммонита 6ЖВ.

Определяем эталонный удельный расход ВВ по формуле:

qэ = 2*10-1(усж+ усдв+ ураст+г·g), г/м3; (3.3) [II]

где: усж, усдв, ураст - пределы прочности горной породы на сжатие, сдвижение и растяжение, МПа: усж = 125 МПа; усдв = 19,2 МПа; ураст = 10,8 МПа;

г - плотность горной породы, г = 2,5 т/м3;

g - ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2;

qэ = 2*10-1(125 + 19,2 + 10,8 + 2,5·9,8) = 24,5 г/м3;

Определяем проектный удельный расход ВВ по формуле:

qп = qэ * Квв * Кд * Ктр * Ксз * Ку * Коп, г/м3; (3.4) [II]

где: Квв - переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ

(аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере:

Квв = 1,2;

Кд - коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

Кд = 0,5/dср;

где: dср - требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м:

dср = (0,1…0,2)*, м;

где: Е - емкость ковша применяемой модели экскаватора (ЭКГ-6,3УС), м3: 6,3 м3;

dср = 0,2*= 0,36 м;

Кд = 0,5/0,36 = 1,47;

Ктр - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещиноватостью породы:

Ктр = 1,2*lср +0,2;

где: lср - средний размер структурного блока в массиве: lср = 0,7 м;

Ктр = 1,2*0,7 + 0,2 = 1,4;

Ксз - коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине: Ксз = 1,1;

Ку - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:

Ку = , при Ну?15 м;

где: Ну - высота уступа: Ну = 10 м;

Ку = = 1,2;

Коп - коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем характерным для короткозамедленного многорядного взрывания:

Коп = 3,5;

qп = 24,5*1,2*1,47*1,4*1,1*1,2*5,5 = 232,9 г/м3;

Определяем глубину скважины по формуле:

Lс = Hу/sinв + lп, м; (3.5) [II]

где: в - угол наклона скважины к горизонту: в = 90°;

lп - перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:

lп = (10ч15)*dскв, м;

где: dскв - диаметр скважины, dскв = 0,243 м:

lп = 10*0,243 = 2,43 м;

Lс = 10/1 + 2 = 12 м;

Определяем длину забойки по формуле:

lзаб = (20ч35)*dскв, м; (3.6)[II]

lзаб = 25*0,243 = 6 м;

Определяем длину заряда по формуле:

lзар = Lc - lзаб, м; (3.7)[II]

lзар = 12 - 6 = 6 м;

Определяем вместимость скважины по формуле:

с = р*dc2*Д/4, кг/м; (3.8)[II]

где: Д - плотность заряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании Д = 900…1000 кг/м3;

с = 3,14*0,2432*1000/4 = 46,3 кг/м;

Определение линии наименьшего сопротивления:

Исходя из качественной проработки подошвы уступа, величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле С.А. Давыдова:

м; (3.9)[II]

где: Кm - коэффициент, учитывающий трещеноватость породы в массиве:

Кm = 1,1;

= 8,2 м;

Исходя из условия достижения требуемой степени дробления породы, линия наименьшего сопротивления по подошве уступа составит:

м; (3.10)[II]

10,8 м

Исходя из условий обеспечения безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах), величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле:

м; (3.11)[I]

5,7 м;

Бурение вертикальных скважин допускается, т.к. минимальное из значений W1 и W2 соответствует условию безопасности ведения буровых работ.

Определяем расстояние между скважинами в ряду по формуле:

а = m*М, м; (3.12)[I]

а = 1*8,2 = 8,2 м;

Определяем расстояние между рядами скважин при квадратной сетке по формуле:

b = а, м; (3.13)[I]

b = 8,2 м;

Определяем ширину развала взорванной массы при многорядном короткозамедленном взрывании по формуле:

Вм = кз*Во + (nр - 1)*b, м; (3.14)[II]

где: nр - число рядов скважин, nр =3;

кз - коэффициент, зависящий от интервала замедления, кз = 0,85;

Во - ширина развала взорванной горной массы при однорядном взрывании:

Во = кв*кb*Hу, м; (3.15)[II]

где: кв - коэффициент, учитывающий наклон скважин:

кв = 1 + 0,5*sin2(90-в);

кв = 1 + 0,5*0 = 1;

кb - коэффициент, учитывающий взрываемость породы, кb = 2ч2,5;

Во = 1*2*10 = 18,1 м;

Вм = 0,85*18,1 + (3-1)*8,2 = 31,8 м;

Определяем высоту развала по формуле:

Нр = (0,8ч1)* Hу, м; (3.16)[II]

Нр = 0,9*10 = 9 м;

Определяем средний выход взорванной массы по формуле:

, м/м3; (3.17)[II]

= 59,3 м/м3;

Определяем необходимое количество буровых станков по формуле:

N = П·К/(Qсм·n·nгод·V), ед.; (3.18)[IV]

где: П - производительность карьера по горной массе, П = 2430 тыс. м3/год;

К - коэффициент резерва станков, К = 1,2ч1,25;

n - число смен работы станков в сутки, n = 3;

nгод - число рабочих дней бурового станка в году, nгод = 300;

V - выход горной массы с 1 м скважины:

V = а·b/Ну, м3;

V = 8,2·8,2/15 = 4,5 м3;

N = 2430·103·1,2/(44·3·300·4,5) = 2 станка;

Схема к расчету параметров буровзрывных работ

3.2 Определение параметров взрывных работ

Принимая во внимание крепость взрываемых пород, их обводненность и стоимость взрывчатых веществ наиболее рациональным будет применение взрывчатых веществ типа игданит (смесь гранулированной аммиачной селитры и дизельного топлива). Игданиты можно приготовить непосредственно на месте заряжания скважин.

Достоинства: безопасен в обращении, имеет низкую себестоимость, пригоден для механизированного заряжания.

Недостатки: возможность применения только в сухих скважинах, при длительном заряжании частичная потеря взрывчатых свойств.

Определим массу заряда скважины по формуле:

Q = qп·а·W·Hу, кг; (3.19)[V]

Q = 0,2329·8,2·8,2·15 = 235 кг;

Применяем многорядное короткозамедленное взрывание, что обеспечит более высокие технико-экономические показатели взрывных работ, чем при мгновенном взрывании.

Выбираем схему с поперечным врубом. Она обеспечит сокращение ширины развала на 20-30%.

Определяем интервал замедления по формуле:

- при однорядном взрывании:

ф = К·W, мс; (3.20)[I]

где: К - коэффициент, зависящий от взрываемости пород, К = 3ч4;

ф = 3,5·8,2 = 28,7 мс;

- при многорядном взрывании интервал замедления увеличивается на 25%;

ф = 35 мс;

При взрывании используем пиротехнический замедлитель детонирующего шнура КЗДШ-69.

Схема прямого торцового вруба

3.2.2 Выбор способа дробления негабарита

Негабаритные куски при разработке плохо взорванного массива складываются на рабочей площадке экскаватора и подвергаются вторичному дроблению механическим, взрывным или электрофизическим способом.

Страницы: 1, 2, 3