Определение параметров карьера

Определение и расчет текущего коэффициента вскрыши

Текущий коэффициент вскрыши студент рассчитывает по отношению объёма вскрышных пород к объему полезного ископаемого за единицу времени

 

, м³/м³ , (4.1)

где V_г.м – объём горной массы, м³;

V_г.м – объём вскрышных пород одного уступа, м³;

V_в – объём полезного ископаемого в пределах одного уступа, м³

 

За единицу времени следует взять время отработки одного уступа и рассчитать объем вскрышных и добычных работ в пределах одного уступа, при этом угол откоса борта карьера студент выбирает по показателю крепости вмещающих пород и крепости полезного ископаемого

Расчет конечной глубины карьера, определение устойчивого угла борта карьера. Для этого студент устанавливает значения конечной глубины карьера по равенству текущего и граничного коэффициентов вскрыши, т.е. C = К_тек. Рассчитывая значения C и К_тек на глубине 50м, 100м, 150м и так далее каждый раз проверяя равенство текущего и граничного коэффициентов вскрыши, установить конечную глубину карьера. При этом следует учитывать, что средний коэффициент вскрыши не должен превышать 8. При больших значениях этого коэффициента разработка месторождения будет не рентабельной.

Конечная глубина карьера горизонтальных и пологих месторождений определяется по формуле:

H_к = h_вск.+ h_п.и, (4.2)

 

где: h_вск.- мощность вскрыши, м; h_п.и.- мощность полезного ископаемого.

Конечная глубина карьера при разработке наклонных и крутых залежей определяется сопоставлением значений граничного и текущего коэффициентов вскрыши. С увеличением глубины карьера увеличивается и текущий коэффициент вскрыши. При достижении некоторой промежуточной глубины карьера Н_{к.п .}, значение текущего коэффициента вскрыши станет равным граничному, следовательно, дальнейшее увеличение глубины карьера приведет к необоснованным затратам.

Конечная глубина карьера при разработке наклонных и крутых залежей определяется по формулам проф. Боголюбова Б.П.:

 

= (4.3)

 

= (4.4)

 

где - конечная глубина карьера, м;

k _гр – граничный коэффициент вскрыши, м³/м³;

m _г =

α - угол падения п.и.

D – ширина дна карьера минимально допустимая при наклонных и крутонаклонных месторождениях D = 30/40 м;

b - средний угол откоса лежачего борта карьера;

g - средний угол откоса лежачего бока.

Также конечная глубина карьера определяется по формуле (4.5):

 

H= , (4.5)

где: g_ср – усредненные углы откоса бортов карьера, град.

Р - периметр дна карьера, м;

S_n - площадь дна карьера, м²;

k_гр - граничный коэффициент вскрыши.

 

Угол откоса борта карьера определяется ориентировочно по таблице 1.2., стр. 18, изд. «Технология, механизация и организация ОГР»; авторы П.И. Томаков, И.К. Наумов. М., Недра, 1986 г.

Установив конечную глубину карьера и выбрав угол откоса борта карьера, следует определить коэффициент устойчивости борта карьера при выбранных параметрах карьера и заданных свойствах вмещающих пород. Для расчета коэффициента устойчивости, следует воспользоваться учебным пособием по геомеханике (раздел - расчет горного давления при ведении открытых горных работ).

Расчет параметров элементов карьера (объем горной массы, объем вскрыши, запасы полезного ископаемого в контурах карьера).

Необходимо рассчитать объем горной массы в контурах карьера по формуле В.В. Ржевского:

V_гм = 0,6*(K_г + 2)*Н_k*m_г,*Lпр, м³ (4.6)

где L_пр - длина месторождения по простиранию, м.

Этот объем при равнинном рельефе поверхности может быть определен по формуле акад. В.В. Ржевского

V_гм = Sд*H_к + Р_д*Н²_к * ctgg_ср + pН³_к *ctgg_ср,, м³ (4.7)

где S_д - площадь дна карьера, м²;

Нк - глубина карьера м;

Р_д – периметр дна карьера, м;

γ – усредненный угол откоса нерабочих бортов карьера;

Далее, следует определить объем полезного ископаемого, находящегося в контурах карьера

V_п.и = (Н_к- H_и)* m_г *Lпр, м³

и определить общий объем пород вскрыши (рыхлая + скальная)

V_в = V_гм - V_п.и , м³

 

где S - площадь подошвы карьера, м²;

Н_к - глубина карьера, м;

β_n - угол откоса n-го участка борта карьера, град;

l - длина n-го участка борта карьера;

β_ср - средний угол откоса борта карьера, град.

Для подсчета объема вскрышных пород следует учитывать, что объём горной массы включает объём вскрышных пород и объем запасов полезного ископаемого, т.е.

V_г.м. = V_вск.+ V_п.и..

Для определения запасов полезного ископаемого в контурах карьера для наклонных и крутых залежей необходимо рассчитать минимальный объем запасов, оставляемых в недрах. При известной длине дна объём запасов определяют в контурах карьера по формуле:

V_п.и.= [m_г* H_к – (S₁+S₂)]*L_д, (4.8)

 

где: m_г – горизонтальная мощность полезного ископаемого, м;

H_к – глубина карьера, м;

S₁, S₂ - площадь оставляемого в недрах полезного со стороны висячего и лежачего бока соответственно, м²;

L_д - длина дна карьера, м.

Максимальный объем извлекаемого полезного ископаемого следует определять по формуле:

 

, (4.9)

где: В_Д – ширина дна карьера, м;

β_н - угол откоса нерабочего борта карьера, град;

m_г –горизонтальная мощность полезного ископаемого, м;

H_к – глубина карьера, м;

L_д - длина дна карьера, м.

Размеры карьера на уровне дневной поверхности следует определять после того, как установили параметры дна карьера, его конечную глубину и устойчивый угол откоса борта карьера. Размеры карьера на уровне дневной поверхности определяют по формулам:

 

длина карьера L_к = L_д + H_к ctgβ_н + H_к ctgβ_р ( 4.10)

ширина карьера В_к = B_д + H_к ctgβ_н + H_к ctgβ_р (4.11)

где: L_д и B_д длина и ширина карьера на уровне дневной поверхности, м;

H_к – конечная глубина карьера, м;

β_н и β_р - углы откоса нерабочего и рабочего бортов карьера соответственно.

Далее в курсовом проекте следует определить параметры уступа (высота, угол откоса), количество уступов, количество и размеры транспортных и предохранительных берм, тип забоя экскаватора.

 

4. 3. Определение срок эксплуатации карьера

 

Определив параметры элементов карьера, переходим к определению срока эксплуатации карьера и производительности работ на карьере.

По нормам технологического проектирования для рудных карьеров режим работы принимается круглогодовой при непрерывной семидневной неделе – с числом рабочих дней в году для средней полосы N = 300.

Число рабочих смен в сутки n=3 по 8 часов каждая.

Тогда годовой объем добычи будет (А_к, м³/год):

 

А_к=W_п.и.* N * n, м³ /год (4.12)

где N=300 – количество рабочих дней в году,

n=3 – число смен в сутки,

W_п.и. – грузопоток на добыче (в исходных данных).

Срок службы карьера:

, год (4.13)

Зная срок разработки месторождения, производительность применяемого оборудования и транспорта, определяется годовая производительность карьера по горной массе, по полезному ископаемому, общей вскрыше, вмещающим породам.

Результаты расчетов по 4.2-4.3. заносятся в табл. 4.1. В масштабе 1:2000 выполняют схему вертикального разреза месторождения, карьера, с нанесением всех его параметров.

4.4. Расчет параметров буровзрывных работ

Прежде чем начать расчет параметров БВР необходимо учесть следующее. На карьерах применяют скважины диаметром от 100 до 320 мм; меньшие значения диаметра выбирают в крепких трудновзрываемых породах, большие – в породах легко- и средневзрываемых при сипользовании мощного погрузочного оборудования.

Таблица 4.1

Основные параметры элементов карьера

 

№п.п	Параметры элементов карьера	Обозначение	Единица измерения	Значение
1.	Средний коэффициент вскрыши
2.	Текущий коэффициент вскрыши
3.	Граничный коэффициент вскрыши
4.	Конечная глубина карьера
5.	Угол откоса борта карьера
6.	Угол откоса уступа
7.	Количество уступов
8.	Количество транспортных берм
9.	Количество предохранительных берм
10.	Объем горной массы
11.	Размеры дна карьера
12.	Объем вскрышных пород
13.	Размеры карьера на дневной поверхности
14.	Объём вмещающих пород
15.	Высота уступа
16.	Запасы полезного ископаемого в контурах карьера
17.	Срок эксплуатации карьера
18.	Годовая производительность карьера

Из взрывчатых веществ (ВВ) на карьерах широко применяют сыпучие гранулированные ВВ типа граммонита, гранулита, граммонала, водонаполненные ВВ, акватолы, ифзанит, и реже порошкообразные – аммониты, аммоналы.

В качестве эталонных ВВ приняты граммонит 79/21 и аммонит № 6ЖВ. Если проектируется применение другого типа ВВ, например в обводненных скважинах, то проектный удельный расход ВВ получают путем умножения специального переводного коэффициента на значение удельного расхода эталонного ВВ.

а). Определяем проектный удельный расход ВВ (проектируем взрыв):

 

q_п=q_э * к_перев * к_д * к_м * к_сз * к_{объем взр} * к_сп, г/м³, (4.14)

 

где к_перев (иногда обозначают к_вв) – переводной коэффициент от эталонного ВВ (аммонит N6ЖВ);

к_д – коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления

к_д=0,5/d_ср,

d_ср=(0,15¸0,2) - средний размер куска, м.

к_т – коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва (учитывающий трещиноватость), к_т=1,2* l_ср+ 0,2; (l_ср – средний размер отдельности в массиве, м);

к_сз – коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда ВВ, зависит от диаметра скважины.

d_ск=100 мм; к_сз=0,9¸1

d_ск=200 мм; к_сз=1¸1,05

d_ск=250 мм; к_сз=1,2¸1,25

d_ск=300 мм; к_сз=1,35¸1,50

к_{объем взр} (к_v) – коэффициент, учитывающий объем взрываемой породы

к _v = , (4.15)

где Н_у – высота уступа (10¸18 м),

если Н_у > 18 м, то к_v= ,

к_сп – коэффициент, учитывающий количество свободных поверхностей взрываемого массива.

1 открытая поверхность к_сп=10

2 /-/-/-/-/-/-/ поверхности к_сп=8

3 /-/-/-/-/-/-/ поверхности к_сп=6

4 свободных поверхности к_сп=4

5 /-/-/-/-/-/-/ поверхностей к_сп=2

6 /-/-/-/-/-/-/ поверхностей к_сп=1

 

б). Определяем линию сопротивления по подошве уступа

 

, (4.16)

где к₁ – коэффициент, учитывающий трудности взрывания,

к₁ = L_вв/h_у,

L_вв – длина заряда в скважине, м;

h_у – высота уступа, м;

m – коэффициент сближения скважин.

Для ориентировочных расчетов:

m=1,1 ¸ 1,4 легко взрываемые породы

m=1,0 ¸ 1,1 средне взрываемые породы

m=0,75 ¸ 1,0 легко взрываемые породы

Р = 7,85 × d_с² × , кг/м – вместимость по ВВ 1 м скважины,

где d_с – диаметр скважины;

- плотность заряжания, кг/дм²;

o при ручном заряжении 0,9 кг/дм²;

o при механизированном 1 кг/дм²;

o при водонаполненных ВВ = 1,4 ¸ 1,6 кг/дм²;

q_п – проектный расход ВВ, кг/м³.

В практике W = (40 ¸ 45)*d_с, W = (35 ¸ 40)*d_с, W = (25 ¸ 35)*d_с соответственно для легко взрываемых пород, для пород средней взрываемости и для пород трудно взрываемых. d_с – диаметр скважины, м.

Проверим на безопасность бурения:

,м W_лпп ³ W_min

где a - угол откоса уступа (указан в исходных данных);

h_у – высота уступа, м.

в). Определяем параметры расположения скважинных зарядов

- расстояние между скважинами в ряду:

а=m*W_лпп,

где m – эмпирический коэффициент, зависящий от класса взрываемости горных пород:

I кл; II кл (q_э £ 20 г/м³) m =1,1 ¸ 1,4

II кл; III кл (q_э £ 30 г/м³) m =1,0 ¸ 1,1

IV кл; V кл (q_э £ 50 г/м³) m =0,75 ¸ 0,85

- расстояние между рядами при многорядном взрывании

1. Скважины в рядах расположены в шахматном порядке

в = 0,85* а, м;

2. Скважины в рядах расположены в квадрат

в = а, м;

где в – расстояние между рядами, м.

г). Определим параметры взрывных скважин

· диаметр скважины (d_c)

- при показателях: взрываемости q_э II – III классы, трудности бурения

p_б – I класс: d_с=9,7Е + 112, мм;

- при q_э III – IV классы, p_б – II, III классы: d_с=13Е + 116, мм;

- при q_э IV – V классы, p_б – III, IV классы: d_с=17Е + 122, мм;

где Е – емкость ковша экскаватора, м³, принятого к выемке горных пород в проекте (В.В. Ржевский, «Технология и комплексная механизация ОГР», М., Недра 1975 г. стр. 152).

· Глубина скважины, L_с, м

, (4.17)

где b - угол наклона скважины к горизонту, градус;

h_у – высота уступа, м;

l_п – глубина перебура скважины из условий проработки подошвы уступа

l_п=(10 ¸ 15)× d_с, м

При взрываемости пород II кл. l_п £ 10 d_с

При взрываемости пород III – IV кл. l_п £ 15 d_с

· Длина забойки:

L_з=(10 ¸ 20)* d_с, м.

в зависимости от класса взрываемости горных пород.

· Длина заряда l_вв=L_с – l_з, м.

 

· Масса заряда в скважине

Q_з.р.=Р* l_вв, кг;

где Q_з.р. – расчетный заряд ВВ в скважине;

Р=7,85* d_с² * , кг/м – вместимость скважины по ВВ 1м. длины

d_c – диаметр скважины, дм;

- коэффициент, учитывающий плотность заряжания;

=9, если скважина заряжается вручную сыпучим ВВ;

=1, при механизированной зарядке;

=1,2 ¸ 1,4 если ВВ льющееся.

В практике масса заряда Q_зр=q_п * W*h_у * а.

Для второго ряда Q_зр^//=q_п *W * h_у * а.

д). Установим схему коммутации заряда

Принимаем вид взрывания – мгновенное или короткозамедленное или другое. При замедленном взрывании определяем интервал замедления:

t = к × W_лпп к=2 ¸ 4

к – коэффициент, зависящий от взрываемости.

Результаты расчетов студент заносит в табл. 4.2.

Таблица 4.2.

Основные параметры паспорта буровзрывных работ

 

№п.п	Параметры паспорта буровзрывных работ	Единица измерения	Величина
1.	Объем технологического блока
2.	Расстояние между скважинами в ряду: · по вскрыше · по полезному ископаемому
3.	Количество скважин в ряду: · по вскрыше · по полезному ископаемому
4.	Количество рядов на блоке
5.	Общее количество скважин на блоке
6.	Длина скважины
7.	Диаметр скважины
8.	Плотность заряжания ВВ
9.	Масса заряда первого ряда скважин
10.	Масса заряда второго и последующих радов скважин
11.	Количество технологических блоков на рабочем уступе по его длине
12.	Общее количество ВВ

* все параметры пород должны соответствовать породам, указанным в задании

 

4.4.2. Определение технической скорости бурения

Техническую скорость бурения определяем по формуле (4.18)

 

(4.18)

 

Р₀ – осевое давление, Р₀ = 300 кН;

n_в – осевое вращение бурового става, n_в = (0,25 – 2,5)об/сек;

d_g – диаметр долота;

 

Определяем производительность бурового станка:

- сменная производительность

, м/см (4.19)

где Т_см – время смены, час;

Т₀ – время основных операций, приходящихся на 1 м скважины; Т₀ = 1/V₀

Т_в – время вспомогательной операции, приходящейся на 1 м скважины

Т_в= 2 ¸ 6, мин

 

- коэффициент использования сменного времени

Т_пз +Т_р.п.= (0,5 ¸ 1) ч.

Т_п.з. – время подготовительных заключительных операций

Т_р.п. – регламентируемые простои

Т_{в.п .} – внеплановые простои станка (1 ¸ 1,5)час.

 

- годовая производительность бурового станка

П_б.г.= П_б.см.* n_см * N, (4.20)

n_см – число смен в сутки;

N – число рабочих дней в году.

П_б.см. - рабочий парк буровых станков

, (4.21)

 

V_г.м. – объем горной массы в год, м³;

П_{б.г .} – годовая производительность бурового станка, м/год;

q_г.м. – выход горной массы с 1 м скважины

 

, м³ (4.22)

W – линия сопротивления по подошве, м;

b – расстояние между рядами, м;

n_р – число рядов скважин;

а – расстояние между скважинами, м;

h_у – высота уступа, м;

L_c – глубина скважины, м.

 

- инвентарный парк буровых станков

N_и.б.=(1,2 ¸ 1,3)* N_{б.р .} (4.23)