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 L_к = 1000 м, по ширине В_к = 460 м. По условию производственная мощность карьера по полезному ископаемому составляет Q_пи = 1300 тыс. т/год, по горной массе

A_r = 2430 тыс. м³ /год, по вскрыше V_в = 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: σ_сж =125 МПа, σ_сдв =19,2 МПа, σ_раст =10,8 МПа, γ = 2,5 т/м³ .

Определяем показатель трудности разрушения по формуле:

П_Р = 0,05[К_тр ·(σ_сж + σ_сдв + σ_раст. ) + γ·g]; (1) [II]

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

К_тр – коэффициент, учитывающий трещиноватость, К_тр = 0,85

П_Р = 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:

П_б = 0,07(σ_сж + σ_сдв + γ·g); (2) [II]

П_б = 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 П_б = 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 М_п = 30 м;

- По углу падения: крутая залежь φ = 70º;

- По мощности: весьма мощное m_пи = 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 1000´460 м.

Глубина карьера определяется по формуле:

, м;

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

к_гр – 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;

α,α´ - 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 d_скв = 243 мм.

Буровые станки шарошечного бурения в настоящее время получили широкое распространение при бурении скважин диаметром 160-320 в породах с П_б > 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:

V _б.ш. = 2,5·Р₀ ·n_в ·10^-2 /(П_б ·d_д ² ), м/ч; (3.1) [I]

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

n_в – частота вращения штанги n_в = 16,43 с^-1 ;

d_д – диаметр долота - d_д = 0,214 м;

V _б.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: К_пр – коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, К_пр = 0,75÷0,85;

Т_см – продолжительность смены, Т = 8 ч;

Т_пз – время на подготовительные и заключительные работы, Т_пз = 0,5 ч;

Т_р – регламентированный перерыв, Т_р = 1 ч;

t_в – вспомогательное удельное время бурения скважин, t_в = 0,033÷0,066 ч/м;

t_о – удельное основное время бурения скважин, ч/м:

t_о = 1/V _б , ч/м;

t_о = 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:

q_э = 2*10^-1 (σ_сж + σ_сдв + σ_раст +γ·g), г/м³ ; (3.3) [II]

где: σ_сж , σ_сдв , σ_раст – пределы прочности горной породы на сжатие, сдвижение и растяжение, МПа: σ_сж = 125 МПа; σ_сдв = 19,2 МПа; σ_раст = 10,8 МПа;

γ – плотность горной породы, γ = 2,5 т/м³ ;

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

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

Определяем проектный удельный расход ВВ по формуле:

q_п = q_э * К_вв * К_д * К_тр * К_сз * К_у * К_оп , г/м³ ; (3.4) [II]

где: К_вв – переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ

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

К_вв = 1,2;

К_д – коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

К_д = 0,5/d_ср ;

где: d_ср – требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м:

d_ср = (0,1…0,2)*, м;

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

d_ср = 0,2*= 0,36 м;

К_д = 0,5/0,36 = 1,47;

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

К_тр = 1,2*l _ср +0,2;

где: l _ср – средний размер структурного блока в массиве: l _ср = 0,7 м;

К_тр = 1,2*0,7 + 0,2 = 1,4;

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

К_у - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:

К_у = , при Н_у ≤15 м;

где: Н_у – высота уступа: Н_у = 10 м;

К_у = = 1,2;

К_оп – коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем характерным для короткозамедленного многорядного взрывания:

К_оп = 3,5;

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

Определяем глубину скважины по формуле:

L_с = H_у /sinβ + l _п , м; (3.5) [II]

где: β – угол наклона скважины к горизонту: β = 90°;

l _п – перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:

l _п = (10÷15)*d_скв , м;

где: d_скв – диаметр скважины, d_скв = 0,243 м:

l _п = 10*0,243 = 2,43 м;

L_с = 10/1 + 2 = 12 м;

Определяем длину забойки по формуле:

l _заб = (20÷35)*d_скв , м; (3.6)[II]

l _заб = 25*0,243 = 6 м;

Определяем длину заряда по формуле:

l _зар = L_c - l _заб , м; (3.7)[II]

l _зар = 12 – 6 = 6 м;

Определяем вместимость скважины по формуле:

ρ = π*d_c ² *Δ/4, кг/м; (3.8)[II]

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

ρ = 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: К _m – коэффициент, учитывающий трещеноватость породы в массиве:

К _m = 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:

В_м = к_з *В_о + (n_р - 1)*b, м; (3.14)[II]

где: n_р – число рядов скважин, n_р =3;

к_з – коэффициент, зависящий от интервала замедления, к_з = 0,85;

В_о – ширина развала взорванной горной массы при однорядном взрывании:

В_о = к_в *к_b *H_у, м; (3.15)[II]

где: к_в – коэффициент, учитывающий наклон скважин:

к_в = 1 + 0,5*sin2(90-β);

к_в = 1 + 0,5*0 = 1;

к_b – коэффициент, учитывающий взрываемость породы, к_b = 2÷2,5;

В_о = 1*2*10 = 18,1 м;

В_м = 0,85*18,1 + (3-1)*8,2 = 31,8 м;

Определяем высоту развала по формуле:

Н_р = (0,8÷1)* H_у , м; (3.16)[II]

Н_р = 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/(Q_см ·n·n_год ·V), ед.; (3.18)[IV]

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

К – коэффициент резерва станков, К = 1,2÷1,25;

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

n_год – число рабочих дней бурового станка в году, n_год = 300;

V – выход горной массы с 1 м скважины:

V = а·b/Н_у , 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 = q_п ·а·W·H_у , 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:

τ = К·W, мс; (3.20)[I]

где: К – коэффициент, зависящий от взрываемости пород, К = 3÷4;

τ = 3,5·8,2 = 28,7 мс;

- при многорядном взрывании интервал замедления увеличивается на 25%;

τ = 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.

Мы выбираем взрывной способ разрушения накладными зарядами. В шпур взрывчатое вещество с удельным расходом 2,5-3 кг/м³ располагают слоем 3-5 см и присыпают песком.

Схема взрывного дробления негабаритных кусков.

Таблица 3.2. Таблица основных параметров и показателей БВР