Выбор оборудования и режим работы карьера
Рациональные сочетания вместимости ковша экскаватора и автосамосвала:
Годовая производительность по горной массе, млн. т. до 30 ÷ 40;
Расстояние транспортирования, км. до 5
Вместимость ковша экскаватора, м3 10 ÷ 15;
Грузоподъемность автосамосвала, т. 80÷140.
Принимаем экскаватор ЭКГ-15 и автосамосвал БелАЗ 7514-10 грузоподъемностью 120 т; буровой станок СБР-200-50 с диаметром долота 214 мм.
Согласно положением ОАО «Гипроруда»:
- режим работы карьера – круглогодовой,
- для карьеров с годовой производительностью по горной массе свыше 25 млн. т. –непрерывную рабочую неделю, по 3 смены в сутки;
- продолжительность смены 8 часов.
Число рабочих дней карьера в течение года с учетом заданной территориальной зоны - 350 дней.
Производственные процессы
Подготовка горных пород к выемке
Подготовку скальных и полускальных пород к выемке ведут с использованием энергии взрыва как наиболее универсального и эффективного способа.
Вначале нужно обосновать угол наклона скважины к горизонту. Для этого следует ориентироваться на применении наклонных скважин, пробуриваемых параллельно откосу уступа.
Затем с точностью до 0,5 рассчитаем глубину скважины:
, м (2.1)
где L c – глубина скважины, м;
b=60 - угол наклона скважины к горизонту, град;
lп – длина перебура, м.
lп=(0,1-0,25)∙h, м (2.2)
Длина перебура возрастает с увеличением крепости разрушаемых пород.
Определим высоту уступа:
, м (2.3) где
- высота черпания экскаватора, м;
, м
lп=(0,1-0,25)∙17=3, м
, м
После этого вычислим диаметр скважины:
, мм (2.4)
где - диаметр скважины, мм;
Kрс – коэффициент расширения скважин при бурении (изменяется от 1,05 в практически монолитных породах до 1,20 в чрезвычайно трещиноватых);
dд – диаметр долота, мм.
, мм
Сменную производительность станка определяем по формуле:
, м/смену (2.5)
где Пб – сменная производительность бурового станка, м;
ТСМ – продолжительность смены, мин;
ТП.З. =20-30;
Тр – продолжительность регламентированных перерывов, 10-30 мин;
ТВ.П. – внутрисменные внеплановые простои, 60-90 мин;
t0, tВ – продолжительность выполнения основных и вспомогательных операций на 1 м скважины, мин
Отсюда продолжительность основных операций:
, мин (2.6)
где VБ – техническая скорость бурения [1], м/мин.
, мин
, м/смену
Сопоставим расчетную сменную производительность станка с нормативной. Если разница превышает 10 %, для дальнейших расчетов следует принять нормативное значение:
42,5<260
Годовую производительность бурового станка найдем по формуле:
, м/г (2.7)
где ПБ.Г. – производительность бурового станка, м/г;
Ncм.б – количество рабочих смен бурового станка в течении года [1], мин;
, м
В соответствии со свойствами пород и обводненностью скважин выбираем тип ВВ.
Принимаем ВВ: Акватол Т20.
Вычисляем линию сопротивления по подошве уступа, исключающую образование порогов, преодолеваемую зарядом ВВ определенного диаметра,(м),
, (2.8)
где угол наклона скважины к горизонту, град;
Kв коэффициент, учитывающий взрываемость пород [1];
dc диаметр скважины, м; плотность ВВ, г/см3[1];
m коэффициент сближения зарядов [1].
, м
Найдем величину ЛСПП, с учетом требований безопасности ведения буровых работ у бровки уступа, м:
, м (2.9)
где ширина возможной призмы обрушения [1], м ;
угол откоса устройчивого уступа, град.
, м
Проверим соответствие расчетной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:
Выбираем конструкцию заряда. Так как скважины обводненные, применяем сплошной колонковый заряд.
Найдем длину заряда по формуле:
, м (2.10)
где длина заряда ВВ, м;
длина забойкgh
и, м;
длина промежутка,м;
, м (2.11)
, м
(при сплошном заряде)
, м
Вычертим принятую конструкцию скважинного заряда (рис 2.2).
Рисунок 2.1 – Конструкция скважинного заряда
Определим массу заряда в скважине по формуле:
, кг (2.12)
где масса заряда, кг;
диаметр скважины, дм;
, кг
Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса:
, кг (2.13)
где удельный расход ВВ [1], кг/м3;
расстояние между скважинами в ряду, м;
расстояние между рядами, м;
Принимаем форму сетки скважин «квадратную», учитывая что a=b, т. е. :
, м (2.14)
, м
, кг
Рис. 2.2 Схема расположения скважин на уступе
Проверим возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом заряда ВВ установленной массы:
, (2.15)
,
,
Так как условие не соблюдается, в первом ряду используем парносближенные скважины, в одну из которых размещаем заряд ВВ. Массу заряда во второй парносближенной скважине определяем по формуле:
,кг (2.16)
где ЛСПП при парносближенных скважинах, м;
расстояние между смежными парами скважин, м;
,кг
Вычислим объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:
, м3 (2.17)
где Qсм.э.– сменная производительность экскаватора, м3 ,[2];
nсм.– число рабочих смен экскаватора в течение суток, ед.;
nд– обеспеченность экскаватора взорванной горной массой, сут., nд для северных районов 7÷10 сут.[1].
, м3
Определим длину блока:
, м (2.18)
где – длина блока, м;
- число взрываемых рядов скважин, ед;
, м
Найдем число взрываемых скважин в одном ряду:
, ед (2.19)
скважин
Полученное n¢скв округляем до ближайшего целого числа.
Вычислим общий расход ВВ на блок, кг:
,кг(2.20)
,кг
Рассчитаем выход горной массы с 1м скважины, м3:
, м3 (2.21)
, м3
Найдем оптимальный интервал, мс, замедления:
, мс (2.22)
где Kз – коэффициент, зависящий от взрываемости породы[1].
, мс
По величине t подбираем ближайшее пиротехническое реле, РП-8 100мс.
Принимаем схему коммутации скважинных зарядов порядную, продольными рядами и вычерчиваем её (рис. 2.3).
Рисунок 2.3 - Схема коммутации скважинных зарядов порядная, продольными рядами
Рассчитаем ширину развала взорванной горной массы:
, м (2.23)
, м
Определим высоту развала:
, м (2.24)
, м
Найдем инвентарный парк буровых станков по формуле:
, ед (2.25)
где Аг.м – годовая производительность по горной массе, т;
Пб.г – годовая производительность бурового станка, м;
, ед
Выемочно-погрузочные работы
Определим ширину экскаваторной заходки при погрузке горной массы в средства транспорта по формуле:
, м (2.26)
где Rч.у – радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м;
, м
Количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы вычисляют по формуле:
, ед (2.27)
где nП – количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы, ед;
В – ширина развала взорванной горной массы, м;
, ед
Расчетное значение округляем до ближайшего целого значения и корректируем ширину экскаваторной заходки.
Вычерчиваем схему забоя экскаватора (рис. 2.4)
Рисунок 2.4 – Схема забоя экскаватора
Сменную эксплуатационную производительность экскаватора, при разработке хорошо взорванных скальных пород вычисляем, принимая продолжительность цикла по приложению [1] для угла поворота под погрузку 135°.
, м3 (2.28)
где Е – вместимость экскаваторного ковша [1];
Тсм – продолжительность смены, ч;
Кз – коэффициент влияния параметров забоя = 0,7-0,9;
Кн – коэффициент наполнения ковша = 0,6-0,75;
Кр – коэффициент разрыхления породы в ковше, = 1,4-1,5;
Кпот – коэффициент потерь экскавируемой породы [1];
Ку – коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя, квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики [1];
Ки – коэффициент использования экскаватора в течении смены, учитывающий организационные и технологические перерывы [2].
, м3
Так как, расчетная производительность экскаватора превышает нормативную более чем 10%, принимаем Qэ.см=3350 м3
Годовую эксплуатационную производительность экскаватора вычисляем по формуле:
, м3 (2.29)
где QЭ.Г. – годовая эксплуатационная производительность экскаватора, м3;
Nсм.э – количество рабочих смен экскаватора в течение года для принятого режима работ карьера [1].
, м3
Инвентарный парк экскаваторов находим по формуле:
, ед. (2.30)
где АГ.М – годовая производительность карьера по горной массе, т;
NЭ.И – инвентарный парк экскаваторов, ед.;
γ – плотность пород, т/м3;
, ед.