Основы горного дела 2

Федеральное агентство

по образованию

ГОУ ВПО

Уральский государственный

горный университет

Кафедра РМОС

Пояснительная записка к курсовому проекту

По дисциплине :

Основы горного дела

Студент: Маманова Асия

Преподаватель: Стенин Ю.В.

Екатеринбург

2009

СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ ................................................................................................................................................ 3

1. ОСНОВНАЯ ЧАСТЬ........................................................................................................................... 4

1.1 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ КАРЬЕРА................................................................................ 4

1.2 ВЫБОР СХЕМЫ КОМПЛЕКСНОЙ МЕХАНИЗАЦИИ............................................................. 7

1.3 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ................................................... 8

1.4 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ И ПАРКА БУРОВЫХ СТАНКОВ................ 11

1.5 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫХ РАБОТ........................... 13

1.6 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ ГОРНОЙ МАССЫ............... 15

1.7 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ ОТВАЛЬНЫХ РАБОТ........................................................ 19

1.8 РАСЧЕТ РАСХОДА ЭЛЕКТРОЭНЕРГИИ, ДИЗЕЛЬНОГО ТОПЛИВА ГОРНЫМ И ТРАНСПОРТНЫМ ОБОРУДОВАНИЕМ......................................................................................... 22

1.9 РАСЧЕТ ЭЛЕМЕНТОВ КАРЬЕРА.............................................................................................. 23

1.10 ПОКАЗАТЕЛИ ПРОЕКТА………………………………………………………………………24

Введение

Цель курсового проекта состоит в вычислении технологических параметров и процессов открытых горных работ. Приводится подробная последовательность вы­полнения расчетов по определению параметров карьера, выбора схемы комплексной механизации основных производственных процессов, расчету параметров буро­взрывных работ, определению производительности, парка буровых станков, пара­метров выемочно-погрузочных работ, транспортной системы и отвальных работ.

Проектируемый карьер имеет горно-геологическую характеристику: мощ­ность наносов (h_H = 30 м); мощность рудного тела (М = 195 м); угол падения (β=46°); длина рудного тела (L= 1600м); глубина карьера (Н_к = 300); производительность карь­ера по полезному ископаемому (П_пи =6,1 млн. т/год); крепость пород по Протодьяконову (F = 10); показатель буримости (ПБ = 10); коэффициент разрыхления (КР=1,35); высота уступов (НУ = 12); количество рабочих уступов (N=2); плотность П.И. (РП = 2,1 т/куб.м); плот­ность вскрыши (РВ = 1,8 т/куб.м); угол погашения бортов (α = 37°).

В графической части курсового проекта располагается схематичный ситуаци­онный план, содержащий информацию о рельефе поверхности (горизонтали), на­правления действия господствующих ветров (роза ветров). Также располагается разрез рабочей площадки, «элементы карьера», бульдозерное отвалообразование.

Определение параметров карьера

1.Определение объема карьера

При равнинном рельефе поверхности и наклонном или крутом падении залежи объем, карьера может быть определен как сумма отдельных геометрических фигур

где V _к – объем карьера, м³ ;

V ₁ – объем призмы с основанием , м³ ;

S – площадь дна карьера, м² ;

L – длина залежи по простиранию, м;

M – горизонтальная мощность залежи, м.

где Н _к – глубина карьера, м;

м³

V ₂ – суммарный объем призм треугольного сечения, прилегающих с четырех сторон к объему с основанием V ₁ м³ ;

где Р – периметр залежи (дна карьера), Р = 2(L + М ) м;

м³

V ₃ – суммарный объем отдельных частей расчлененного конуса, располагающихся в угловых участках карьера , м³ ,

где γ_ср – усредненный угол откоса нерабочих бортов карьера, град.

Суммарный объем карьера, таким образом, определяется по формуле:

2.Определение длины карьерного поля (L _к , м)

3.Определение ширины карьера поверху (В _к , м)

4.Определения объема полезного ископаемого в контурах карьера

(V _п.и , м³ )

где h _н – мощность наносов, м.

S – площадь дна карьера, м

5.Определение промышленных запасов полезного ископаемого

в контурах карьера (Q _п.и , т)

где γ_п.и – объемная масса полезного ископаемого, т/м³ ;

η_и – коэффициент извлечения, учитывающий потери полезного ископаемого при разработке.

м

6.Определение объема породы в контурах карьера (V _п , м³ )

V _п = V _к – V _п.и = 325026246,52 - 84240000= 240786246,5 м³ (1.1.10)

7.Определение величины среднего коэффициента вскрыши k _ср , м³ /т

k _ср = V _п / Q _п.и = 240786246,52/159213600 = 1,51 м³ /т (1.1.11)

8.Определение производительности карьера по вскрыше (П _в , м³ /год)

П _в = П _п.и k _ср k _н ,

где П _п.и – производительность карьера по полезному ископаемому, т/год k _н – коэффициент неравномерности распределения вскрыши по годам

(k _н = 1,1¸1,3).

П _в = 6100000*1,51*1,2 = 11053200 м³ /год

9.Определение производительности карьера по горной

массе (П _г.м , м³ /год)

10.Определение суточной производительности карьера по полезному ископаемому (, т/сут)

где Т _г – число рабочих дней карьера в год (Т _г = 350 дней).

11.Определение суточной производительности карьера

по вскрыше (, м³ /сут)

12.Определение сменной производительности карьера

по добыче и вскрыше

( т/смену; м³ /смену)

где n _см – число смен работы карьера в сутках (обычно 2 - 3 смены).

13.Определения срока службы карьера (Т _сл , лет)

где Т _ос + Т _з – время на освоение и затухание мощности карьера по добыче (принимается 1,5 года);

Т _э – расчетный срок эксплуатации карьера, лет.

.

Рис. Схема к расчету объема карьера

Выбор схемы комплексной механизации

Модели машин в структурах механизации комплектуются на принципах ком­плексности и взаимной оптимальности.

Выбор структуры комплексной механизации процессов начинается с выбора базовой машины - экскаватора на основе рекомендаций норм технологического проектирования по рациональной годовой производительности экскаваторов, годо­вой производительности карьера по полезному ископаемому и вскрыше и количест­ву рабочих горизонтов.

По ориентировочно выбранной модели экскаватора выбирается модель буро­вого станка, модель автосамосвала. Буровой станок и модель автосамосвала выби­раются также с учетом рекомендаций норм технологического проектирования. С учетом принципов комплексности и взаимной оптимальности впоследствии, после определения производительности оборудования, модели бурового станка и автоса­мосвала могут быть скорректированы, также и отвальная машина - бульдозер.

Выбираем:

одноковшовый экскаватор ЭКГ-8И

автосамосвал БелАЗ – 7549

буровой станок СБШ – 250

бульдозер Т-180

Определение параметров буровзрывных работ

Параметры буровзрывных работ рассчитываются для выбранной модели бу­рового станка. Порядок расчета параметров скважин: по размеру долота устанавли­вается диаметр взрывных скважин; общая длинна скважин; длинна забойки, длинна заряда для выбранного типа ВВ на основе рекомендаций о рациональных условиях использования различных типов ВВ.

1.Определяется диаметр взрывной скважины

,

где d _д – диаметр долота, мм;

k _разб – коэффициент разбуривания, принимаемый в зависимости от крепости пород ( 10 )

2.Определяется длина перебура (l _пер , м)

l _пер = 11d _с ,

где d _с – диаметр скважины, м.

l _пер = 11*0,259 = 2,85 м

3.Определяется длина скважины ( l _с , м)

l _с = Н _у + l _пер

где Н _у – высота уступа, м.

l _с = 12+2,85 = 14,85 м

4.Определяется длина забойки ( l _заб , м)

l _заб = 0,27l _с ,

где l _с – длина скважины, м.

l _заб = 0,27*14,85 = 4,01 м

5.Определяется длина заряда ВВ в скважине ( l _зар , м)

l _зар = l _с – l _заб

l _зар = 14,85-4,01 = 10,84 м

6 .Определяется тип ВВ

Выбираем Граммонит 79/21

∆ - плотность заряда в скважине ∆= 0,8 кг/дм³

Квв – коэффициент, учитывающий тип ВВ, Квв = 1

7.Определяется удельная вместимость скважины (Р , кг/м)

где d _с – диаметр скважины, дм;

D – плотность заряда в скважине, кг/дм³

8.Определяется паспортный расход ВВ ( q _п , кг/м³ )

.

- эталонный удельный расход ВВ, = 0.3

9.Определяется величина преодолеваемой линии сопротивления по подошве ( W , м)

10.Выполняется проверка величины линии сопротивления по подошве по условию:

где a – угол откоса рабочего уступа, град.

8,26 ≥ 6,4 (условие выполнено)

11.Выполняется проверка l _пер по условию:

l _пер £ 0,3W

l _пер £ 0,3*8,26 = 2,48

2,85 ≤ 2,48 (условие не выполнено)

l _пер = 2,48 м

l _с =12 + 2,48 = 14,48 м

l _заб = 0,27*14,48 = 3,91м

l _зар = 14,48 – 3,91 =10,57 м

12.Определяется масса заряда в скважине ( Q ₃ , кг)

Q ₃ = р l _зар .

Q ₃ = 42,13*10.57 = 445,31кг

13.Определяется расстояние между скважинами в ряду ( a , м )

14.Выполняется проверка величины а по допустимому коэффициенту сближения скважин m

m = а /W

m = 8,99/8,26 = 1.09

На практике коэффициент сближения скважин составляет: m = 0,8 ¸1,4.

15.Определяется ширина развала (В _р , м)

,

где k _в – коэффициент, характеризующий взрываемость породы (для средневзрываемых пород k _в = 2,5 ¸ 3,0);

k _з – коэффициент дальности отброса породы, зависящий от принятого

интервала замедления между отдельными скважинами

Интервал замедления (t, мс)

t = k · W ,

t = 3*8,26 ≈24,78 мс

где k – коэффициент, зависящий от взрываемости пород (для средневзрываемых пород k = 3,0 ¸4,0).

16.Определяется высота развала ( h _р , м)

где k _р – коэффициент разрыхления пород после взрыва (в развале).

При взрывании пород на дробление с однорядным расположением скважин развал имеет форму, близкую к треугольной. При этом k _р = 1,4 ¸ 1,6.

17.Определяется выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины ( q _г.м , м³ /м)

.

Определение производительности и парка буровых станков

1.Техническая скорость бурения ( v _б , м/ч) скважин определяется по формуле:

,

где Р _о – осевое усилие, кН;

n _в – частота вращения бурового става, мин^-1 ;

П _б – показатель буримости пород;

d _д – диаметр долота (коронки), см.

2.Определение показателя буримости горных пород (П _б ):

где s_сж – предел прочности породы на сжатие, МПа;

s_сд – предел прочности породы на сдвиг, МПа;

g – плотность горных пород, т/м³ .

По показателю буримости (П _б ) определяется класс горных пород:

I класс – легкобуримые (П _б = 1¸5);

II класс – породы средней трудности бурения (П _б = 5,1¸10);

III класс – труднобуримые породы (П _б = 10,1¸15,0);

IV класс – весьма труднобуримые породы (П _б = 15,1¸20,0);

V класс – исключительно труднобуримые породы (П _б = 20,1¸25,0).

Пб = 10 => 2 класс горных пород.

3.В зависимости от показателей буримости пород (П _б ) и заданного диаметра долота ( d _д ) по графику определяется частота вращения бурового става ( n _в ).

Nв = 180 мин^-1

4.Рассчитывается осевое усилие (Р _о , кН) по выражению

где d _д – диаметр долота, см;

k – коэффициент, зависящий от показателя буримости, k =0.70

кН

5.Сменная производительность бурового станка (, м/смену) рассчитывается по формуле:

где Т _см – продолжительность смены, ч;

Т _п.з – затраты времени на подготовительно-заключительные операции в течение смены, ч;

Т _р – затраты времени на ремонты в течение смены, ч;

Т _в – затраты времени на вспомогательные операции в течение смены, ч;

v _б – техническая скорость бурения, м/ч.

6.Определяется суточная производительность бурового станка (, м/смену)

,

где n _{c м} – количество рабочих смен станка в сутки (n _{c м} = 2 ¸ 3).

7.Определяется годовая производительность станка (, м/год)

,

где n _р.д.с – число рабочих дней станка в году (с учетом вычета времени: ремонтов, перемещений с участка на участок, остановок в работе по климатическим условиям и др.). для станков СБШ n _р.д.с = 230 ¸ 280 дней.

8.Рассчитывается парк буровых станков.

Списочный парк станков (N _б.с , шт.)

где V _г.м – годовой объем обуриваемой горной массы, м³

q _г.м – выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины, м³ /м

Рабочий парк буровых станков (N _бр , шт.)

,

где k _рез – коэффициент резерва буровых станков.

,

где Т _г – число рабочих дней карьера в году (Т _г = 350 дней).

Определение выемочно-погрузочных работ

Для выбранной модели экскаватора определяется производительность годо­вая, сменная, суточная, часовая. С учетом параметров экскаваторного забоя и схемы установки автосамосвала вычисляются элементы цикла работы экскаватора: дли­тельность черпания, поворота, разгрузки и разворота к забою. Оценивается эксплуа­тационная производительность экскаватора, сменная, суточная и годовая. По годо­вому объему горной массы и годовой производительности экскаватора определяют­ся рабочий и списочный парк.

1.Техническая производительность экскаватора (А _т , м³ /ч)

м³ /ч

где Е – вместимость ковша экскаватора, м³ ;

Т _ц – продолжительность цикла экскавации, с;

k _э – коэффициент экскавации пород,

где k _н – коэффициент наполнения ковша;

k _р – коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора.

2.Продолжительность цикла экскавации (Т _ц , с)

с

где Т _ч – длительность черпания, с;

,

где d _ср – размер «среднего» куска в развале взорванной горной массы, м;

м

где Т _пов – длительность поворота экскаватора для разгрузки ковша, с;

где b – средний угол поворота экскаватора для разгрузки ковша, град;

Т _р – длительность разгрузки ковша, с;

(при Е = 1 ¸ 3 м³ , Т _р = 1,5 ¸ 2,5 с;

при Е = 3 ¸ 8 м³ , Т _р = 2,5 ¸ 2,7 с;

при Е = 12 ¸ 20 м³ , Т _р = 2,9 ¸ 3,5 с).

3.Сменная производительность экскаватора (А _см , м³ /смену)

А _см = А _т Т _см k _и

где Т _см – продолжительность смены, ч;

k _и – коэффициент использования экскаватора в течение смены

А _см = 452,73*8*0,74 = 2680,16 м³ /смену

Суточная производительность экскаватора (А _с , м³ /сут)

А _с = А _см n _см = 2680,16*3 = 8040,48 м³ /сут

где n _см – число рабочих смен в сутках (n_см = 2-3)

4.Годовая производительность экскаватора (А _г , м³ /год)

А _г = А _с n _г ,

где n _г –


29-04-2015, 00:58