Выбор способа бурения, типа бурового станка и расчет его сменной годовой производительности

Курсовой проект

По курсу

«Процессы открытых горных работ»  

Выполнил: ст. гр. ОГР-06

Неустроев А.Д.

Проверил: преподаватель

Шубин Г.В.

Якутск 2009

Содержание

 

 

1. Взрывные работы……………………………………………….....….. 3

Выбор способа бурения, типа бурового станка и расчет его сменной годовой производительности…………………….. 4

Технологические расчеты взрывных работ…………...…... 6

Удельный расход ВВ……………………………………....... 7

Выбор и описание конструкции зарядов в скважине….… 10

2. Выемочно-погрузочные работы……………………………..……… 13

Расчет производительности экскаватора………………..... 13

Безопасность выемочно-погрузочных работ…………..… 16

3. Перемещение горной массы…………………………………………. 17

Пропускная и привозная способности автодорог……..…. 20

Техника безопасности на карьерном транспорте………… 21

4. Отвальные работы…………………………………………………. 23

Расчет параметров экскаваторного отвалообразования…. 25

Правила безопасности при отвальных работ…………….. 26

5. Выбор средств механизации и организации вспомогательных работ на карьере………………………………………………………..….… 28

6. Используемая литература…………………………………………..... 34

  

 

Взрывные работы

Исходные данные:

· Разрушаемые горные породы…………………………..………... диориты

· Коэффициент крепости……………………………………………… 10-12

· Категория трещиноватости…………………………..........................IV-V

· Объёмная масса пород, т/м³ …………………………………………… 2,9

· Обводнённость породного массива………………………….. отсутствует

· Класс взрываемости………………………………….........................III-IV

· Высота уступа, м………………………………………………………… 12 

· Угол откоса уступа, град………………………………........................... 70 

· Тип применяемого экскаватора……………………………………..ЭКГ-8

· Вид транспорта…………………………………………………………. ж/д

· Годовой объём горных работ, млн³ ……………………........................ 12

· Число рядов одновременно взрываемых скважин…………………........ 4

 

Бурение взрывных скважин заключается в разрушении пород буровым инструментом и удалении образовавшего бурового шлама на поверхность. Буримость скважины существенно зависит от способа бурения, конструкции бурового инструмента и других факторов, которые влияют на характер разрушения пород, то есть на форму и размеры отдельных частиц породы. Академик В. В. Ржевский рекомендует сопоставлять породы по буримости при механическом бурении по относительному показателю Пб трудности бурения породы

П_б = 0,07(d_сж + t_сдв) + 0,7g

 Где: d_сж, t_сдв – соответственно предел прочности на сжатие и сдвиг;

g - плотность породы равная 2,8 т/м³.

d_сж= ¦×100 = 12×100 = 1200 = 120 МПа;

    где: ¦ - коэффициент крепости;

d_сдв= d_сж/3 = 120/3 = 40 МПа;

П_б = 0,07(120 + 40) + 0,7×2,8» 13

Отсюда делаем вывод, что диориты относятся по буримости к III классу труднобуримым породам.

 

Технологические расчеты взрывных работ

 В начале выбираем тип ВВ. Для взрывания пород в карьерах широкоиспользуются сыпучие гранулированные ВВ (алюмотол, гранулотол, гранулиты, граммониты, игданиты и другие), водосодержащие ВВ (акватолы, ифзаниты и другие).

    По условию применения все ВВ делятся на две группы:

1 группа – предохранительные ВВ;

2 группа – непредохранительные.

Предохранительные ВВ применяются только на подземных разработках, опасных по взрыву газа и угольной пыли.

Непредохранительные ВВ делятся на 2 класса:

1 класс – для взрывания на земной поверхности (патроны и мешки с ВВ из неокрашенной бумаги);

2 класс – для открытых и подземных работ, кроме шахт и рудников, опасных по взрыву газа или пыли (патроны с ВВ из красной бумаги, мешки с ВВ из неокрашенной бумаги с красной полосой).

    Так как коэффициент крепости f = 10-12, П_б=13 (труднобуримые породы) и в скважине отсутствует обводнённость породного массива, мы выбираем гранулит АС-4(В).

 

Удельный расход ВВ

Для каждой породы по категории трещиноватости и коэффициента крепости устанавливают расчетный расход ВВ (кг/м³) при диаметре зарядов 200 – 250 мм.

q_p = (q_э ×е × К_d × n)/2,6 кг/м³;

 где:

- q_э – эталонный расход гранулита при кондиционном размере кусков и равен 0,9 кг/м³;

- n – плотность породы;

- е – коэффициент работоспособности ВВ равный для гранулита.

- К_d – коэффициент, учитывающий степень дробления

К_d =0,4 =0,4 =0,8м.

Е-ёмкость ковша (ЭКГ-8);

V- плотность породы (V=2,9 т/м³)

q_p = (0,9 ×1 × 0,8 × 2,9)/2,6 = 0,8 кг/м³;

 

Глубина скважины

L_c = Н_у + L_n=12+2=14 м,

где Н_у – высота уступа, равная 12м;

  L_n – длина перебура

L_n = (8÷12)×dc = 8×0,25 = 2 м.

Линия сопротивления по подошве уступа

W=0,9

Вместимость ВВ в 1 м скважины

Р=3,14× ×∆/4, где

∆ - плотность ВВ в скважине (∆=0,9 г/см³)

Р=7,85×0,244²×0,9=42 кг/м³

 

W=0,9 =6,25 м

Минимальное значение линии сопротивления по подошве уступа, удовлетворяющее безопасное обуривание уступа

Wmin=12×ctg70°+2=5,24

 

Расстояние между скважинами и рядами.

Расстояние между рядами b = w, т.е. b = 6 м.

Расстояние между скважинами

a = m × W = 1 × 6 = 6 м.

где m – коэффициент сближения (1 ¸ 1,25).

 

 Масса заряда определяется по формуле:

Q_з = m × q_p × H ×W² = 1 × 0,8 × 12 × 6,25² = 375 кг.

 

Длина заряда определяется по формуле:

L_з = Q_з / Р = 375/42 = 8,9 м.

Длина забойки

L_заб = L_с - L_з = 14 – 8,9 = 5,1 м.

 

Количество скважин в ряду определяется по формуле:

N_с = L_б/а;

где L_б – длина блока, которая определяется из выражения

L_б = V_б/В_б × Н = 120000/37,5×12 = 266,6 м;

где:

- V_б – средний объем взрыва равен 120000 м³;

- В_б – ширина блока, которая определяется по формуле:

В_б = N_р × W = 6×6,25 =37,5 м;

где: N_р – число рядов скважин равное 6;

Тогда количество скважин равно:

N_б = 266/6,25 = 43 скважин.

 

Общее количество скважин находится по формуле:

N_об = N_б × N_р = 43×6 = 258 скважины.

 

Объем бурения

N_v = N_об × L_б = 258×266 = 68628 м³.

 

Выход взорванной горной массы с 1 погонного метра скважин по формуле:

V = (m × H × W²)/L_с = (1×12×6,25²)/15 = 31,25 м³/п.м.

 

Выемочно-погрузочные работы

Исходные данные:

· Хар-ка разрабатываемых пород………..…........................... мягкие,сухие

· Коэффициент крепости по М.М. Протодьконову……………отсутствует

· Объёмная масса пород, т/м³…………………...…….…………………. 2,2

· Способ подготовки горной массы………………….………без рыхления

· Высота уступа, м………………………………………………………… 16

· Угол откоса уступа, градусы……………………………………………. 60

· Средний размер куска, м………………………………………отсутствует

· Вид транспорта……………………………………………………….… ж/д

· Грузоподъёмность транспортного средства, т……..……………...…... 85

· Схема подачи транспортных средств………………………....… сквозная

^· Годовой объём вскрышных работ, млн. м³………………………...…... 70

· Число рабочих дней в году…………………… ………………………. 300

 

Исходя из способа подготовки горных работ, вида транспорта (ж/д), годового объёма работ (70 млн. м³), высоты уступа и размера куска выбираем экскаватор типа ЭКГ-8 с вместимостью ковша 8 м³.

        

Перемещение горной массы

Исходные данные:

· Район разработки месторождения …..………………… Западная сибирь

· Форма залежи ………………………………………..... наклонная залежь

· Вид перевозного груза ……...……………………. полускальные породы

· Глубина карьера, м …………………………………………………….. 150

· Параметры карьера, км × км (по верху) ……………………….... 4,5 × 4,0

· Погрузочное оборудование …………………………………..…... ЭКГ-20

· Годовой грузооборот карьера, млн.м.³...……………………………… 28

· Место расположения отвалов или ОФ …………………………. внешнее

· Расстояние транспортирования, км. …………………………………...8,5

· Протяженность трассы в рабочей зоне карьера, км …………………. 2,0

· Объемная масса породы или ПИ, т/м³ ………………………………… 2,5

· Средний размер куска после взрыва, м ……………………………… 0,48

 

Карьерный транспорт предназначен для перемещения горной массы от забоев до пунктов разгрузки. Он является связующим звеном в технологическом процессе. От четкой работы карьерного транспорта зависит эффективность разработки месторождения.

Интенсивность работы карьерного транспорта характеризуется грузооборотом карьера, который определяется количеством груза, перемещаемого в единицу времени.

В зависимости от принципа действия различают транспорт циклического и непрерывного действия. При циклическом (ж/д, автомобильный) транспорте погрузка, движение с грузом, разгрузка и движение без груза осуществляется последовательно. При транспорте непрерывного действия (конвейерный, гидравлический) эти операции совмещаются.

На карьерах для перемещения горной массы и хозяйственно-технических грузов используются различные виды карьерного транспорта, из которых основными являются ж/д, автомобильный и конвейерный.

Железнодорожный транспорт целесообразно применять на карьерах с большим годовым грузооборотом (25 млн. т и более) при значительной длине транспортирования (4 км и более).

Автомобильный транспорт применятся главным образом на карьерах с небольшим годовым грузооборотом (15-20 млн. т) при расстоянии транспортирования до 4-5 км.

Конвейерный транспорт (ленточный конвейер) применяется на карьерах для перемещения горной массы в рыхлом раздробленном (размер кусков до 400 мм) состоянии. Его целесообразно применять на карьерах с мягкими породами при годовом грузообороте 2 млн. т и более. Наиболее эффективное расстояние перемещения горной массы конвейерным транспортом составляет 4-6 и 10-15 км и более соответственно на равнинной и пересеченной мощности.

В нашем случае целесообразно применять автомобильный транспорт, т.к. годовой грузооборот и расстояние транспортирования является главными показателями для этого выбора.

Для выбора типа автосамосвала мы исходим из параметров экскаватора (ЭКГ-20), для этого экскаватора подойдет БелАЗ-7521.

Грузоподъемность, т – 180

Вместимость кузова, м³ – 70

Максимальная скорость движения, км/ч – 50

Расчет парка подвижного состава. Как правило, число автосамосвалов рассчитывается для каждого экскаватора отдельно. Рабочий парк автосамосвалов при ритмичной подаче порожных автосамосвалов в забой. Число автосамосвалов, которое может эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором, определяется по формуле

 

N_ра = Т_р/t_n

где Т_р – продолжительность рейса, мин

  t_n – продолжительность погрузки автосамосвала, мин

Т_р = t_п + t_дв + t_р + t_м

где t_дв – продолжительность движения, с

 

t_дв = L_гр/V_гр+L_пор/V_пор

 

где V_гр, V_пор – скорость движения соответственно в грузовом и порожняком.

L – длина пути (8,5 км).

 

t_дв = 60(8,5/10+8,5/14) = 87 мин

 

t_п = n_к × t_ц

где n_к – число ковшей, разгружаемых экскаватором в кузов автосамосвала

 

n_к = V_к/V_э = 70×1,1/20×0,9×0,9 = 4,75

 

V_к – вместимость кузова (70 м³)

V_э – вместимость экскаватора (20 м³)

t_ц – продолжительность рабочего цикла экскаватора                                         

t_п = 4,75×0,46 = 2,185 мин

 

Итак

Т_р = 2,185+87+1,3+0,16 = 90,6 мин

 

Тогда                     N_р.а = 90,6/2,185 = 42 автосамосвалов.

 

Для инвентарного парка необходимо 42 автосамосвалов.

                                    

Отвальные работы

Исходные данные:

· Рельеф поверхности карьерного поля……………………. резко-расчлен

· Форма залежи и угол наклона к горизонту………...седловидная, α = 35°

· Характер разрабатываемых пород……………………..… полускальные

· Объемная масса пород, т/м³………………………………….….…….. 2,7

· Глубина карьера, м…………………………………………….………. 230

· Общий объем вскрышных пород, млн.м³……………….………....…..48

· Вид применяемого транспорта………………………….. автомобильный

· Общая высота отвала, м……………………………………………….. 150

 

При транспортировании вскрыши на отвал автосамосвалами применяется бульдозерное отвалообразование. Процесс отвалообразования в этом случае включает разгрузку автосамосвалов на верхней площадке отвального уступа, перемещение пород под откос уступа, планировку поверхности отвала, ремонт и содержание автодорог.

Выбираем заполнение отвала периферийным способом. В этом случае автосамосвалы разгружаются по фронту работ под откос (при устойчивых отвалах) или на расстоянии 3-5 м от откоса. Затем порода бульдозерами перемещается под откос. Бульдозерный отвал развивается в плане.

При периферийном способе, для безопасности, у верхней бровки уступа отвала устанавливаются деревянные или металлические упоры для задних колес автосамосвалов (иногда вместо упоров насыпают вал пород высотой 0,5-0,8 м и шириной 2-2,5 м).

В нагорных карьерах высота бульдозерных отвалов достигает 150 м и более. При такой высоте отвала разрабатываются специальные мероприятия, обеспечивающие безопасные условия работы обслуживающего персонала и оборудования.

Бульдозерный отвал состоит обычно из трех участков равной длины по фронту разгрузки. На первом участке ведется разгрузка, на втором – планировочные работы, третий участок – резервный. По мере развития горных пород назначение участков меняется.

1) Необходимая площадь (м²) под отвал определяется по формуле:

S_о = V_в × k_р.о/(Н_о × k_о),

где: V_в – объем вскрыши, подлежащей размещению в отвале, м³;

- k_р.о – остаточный коэффициент разрыхления породы в отвале 1,1-1,2;

- Н_о – высота отвала 150 м;

- k_о – коэффициент, учитывающий использование площади отвала (при одном уступе при одном уступе 0,8-0,9.

S_о = 48000000×1,2/180×0,9 = 355555 м².

 

2) Длина фронта разгрузки (м)

L_ф.р =N_а × I_п = 46×20 = 920 м.

где: I_п – ширина полосы по фронту, занимаемая автосамосвалом 18-20 м;

- N_а – число одновременно разгружающихся автосамосвалов;

N_а = N_ч × t_р.м/60 = 1378×2/60 = 46 /автосамосвалов/;

N_ч – число автосамосвалов, разгружающихся в отвале в течении часа;

t_р.м = 1,5-2 – продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала, мин;

N_ч = П_к.ч × k_нер./V_а = 62500×1.5/68 = 1378;

П_к.ч – часовая производительность карьера по вскрыше, м³;

k_нер.= 1.25-1.5 – коэффициент неравномерности работы карьера;

V_а. – объем вскрыши, перевозимый автосамосвалом за рейс, за автосамосвал берем БелАЗ-7528, 68 м³;

П_к.ч = V_г.вскр/320×24 = 48000000/320×24 = 6250 м³.

где: V_г.вскр – годовой объем вскрышных работ 48 млн. м³;

- 320 и 24 – соответственно количество рабочих дней в году и количество часов в сутке.

 

3) Длина (м) отвального фронта

L_р.о = 3L_ф.р = 3×920 = 2760 м;

 

4) Рабочий парк бульдозеров

N_б.р = П_к.ч Т_см k_з/П_б;

где: П_б – сменная производительность бульдозера, м³;

Т_см – продолжительность смены 8 ч;

k_з = 0,5-0,7 – коэффициент заваленности отвала породой.

Выбираем бульдозер Д-575А

П_б = 3600V_п × К_ч × Т_см × К_и.б/Т_ц.р × К_р.п, м³/смену,

где: V_п – объем породы, перемещаемый бульдозером за цикл – 3,8 м³;

- К_ч – коэффициент изменения производительности бульдозера, учитывающий уклон и дальность перемещения породы – 0,64

- К_р.п – коэффициент разрыхления породы – 1,2;

- К_и.б – коэффициент использования бульдозера во времени – 0,8;

- Т_ц.р – продолжительность рабочего цикла, с, равная

Т_ц.р = l_н/V_н + L_n/V_д.г + L_n/V_д.п + t_в, с,

где: t_в – время переключения скоростей и опускания лемеха – 8 с;

- l_н – расстояние набора породы – 10 м;

- V_н – средняя скорость движения бульдозера при наборе – 1 м/с;

- V_д.г – средняя скорость движения бульдозера с грузом – 1,5 м/с;

- V_д.п – средняя скорость движения без груза – 2,5 м/с;

- L_n – расстояние перемещения породы 30 м.

Т_ц.р = 10/1 + 30/1,5 + 30/2,5 + 8 = 50 с;

Тогда сменная производительность равна

П_б = 3600 × 3,8 × 0,6 × 8 × 0,8/50 × 1,2 = 875 м³/смену;

N_б.р = 6250×8×0,7/875 = 40 шт.

5) Инвентарный парк бульдозера на отвале

N_б.о = N_б.р ×k_н.п = 40×1,3 =52 шт.

где k_н.п = 1,3-1,4 – коэффициент инвентарного парка бульдозеров.

Так как для отработки 48 млн. м³ за один год потребуется 52 бульдозера, а при отработке за 10 лет потребуется 5 бульдозеров.

Курсовой проект

По курсу

«Процессы открытых горных работ»  

Выполнил: ст. гр. ОГР-06

Неустроев А.Д.

Проверил: преподаватель

Шубин Г.В.

Якутск 2009

Содержание

 

 

1. Взрывные работы……………………………………………….....….. 3

Выбор способа бурения, типа бурового станка и расчет его сменной годовой производительности…………………….. 4

Технологические расчеты взрывных работ…………...…... 6

Удельный расход ВВ……………………………………....... 7

Выбор и описание конструкции зарядов в скважине….… 10

2. Выемочно-погрузочные работы……………………………..……… 13

Расчет производительности экскаватора………………..... 13

Безопасность выемочно-погрузочных работ…………..… 16

3. Перемещение горной массы…………………………………………. 17

Пропускная и привозная способности автодорог……..…. 20

Техника безопасности на карьерном транспорте………… 21

4. Отвальные работы…………………………………………………. 23

Расчет параметров экскаваторного отвалообразования…. 25

Правила безопасности при отвальных работ…………….. 26

5. Выбор средств механизации и организации вспомогательных работ на карьере………………………………………………………..….… 28

6. Используемая литература…………………………………………..... 34

  

 

Взрывные работы

Исходные данные:

· Разрушаемые горные породы…………………………..………... диориты

· Коэффициент крепости……………………………………………… 10-12

· Категория трещиноватости…………………………..........................IV-V

· Объёмная масса пород, т/м³ …………………………………………… 2,9

· Обводнённость породного массива………………………….. отсутствует

· Класс взрываемости………………………………….........................III-IV

· Высота уступа, м………………………………………………………… 12 

· Угол откоса уступа, град………………………………........................... 70 

· Тип применяемого экскаватора……………………………………..ЭКГ-8

· Вид транспорта…………………………………………………………. ж/д

· Годовой объём горных работ, млн³ ……………………........................ 12

· Число рядов одновременно взрываемых скважин…………………........ 4

 

Бурение взрывных скважин заключается в разрушении пород буровым инструментом и удалении образовавшего бурового шлама на поверхность. Буримость скважины существенно зависит от способа бурения, конструкции бурового инструмента и других факторов, которые влияют на характер разрушения пород, то есть на форму и размеры отдельных частиц породы. Академик В. В. Ржевский рекомендует сопоставлять породы по буримости при механическом бурении по относительному показателю Пб трудности бурения породы

П_б = 0,07(d_сж + t_сдв) + 0,7g

 Где: d_сж, t_сдв – соответственно предел прочности на сжатие и сдвиг;

g - плотность породы равная 2,8 т/м³.

d_сж= ¦×100 = 12×100 = 1200 = 120 МПа;

    где: ¦ - коэффициент крепости;

d_сдв= d_сж/3 = 120/3 = 40 МПа;

П_б = 0,07(120 + 40) + 0,7×2,8» 13

Отсюда делаем вывод, что диориты относятся по буримости к III классу труднобуримым породам.

 

Выбор способа бурения, типа бурового станка и расчет его сменной годовой производительности

Способ бурения выбирается в зависимости от параметров уступа и буримости горных пород. Бывают способы бурения скважин: вращательное, погружными пневмоударниками, с шарошечными долотами, огневое, комбинированное и взрывное. У способов бурения типы станков бывают: во вращательном бурении скважин – СБР-125 и СБР-160; с погружными пневмоударниками – СБУ-125, СБУ-100Г и СБУ-100П; с шарошечными долотами – 2СБШ-200, 2СБШ-200Н, СБШ-250МН и другие.

Шарошечные станки для карьеров выпускаются на гусеничном ходе, они достаточно маневренны при большой массе, необходимой для создания высоких осевых усилий на долото 10¸20 кН на 1 см диаметра долота.

Для удаления буровой мелочи с забоя на всех станках устанавливаются винтовые компрессоры. Для пылеулавливания на станках 2СБШ-200 установлены рукавные фильтры или емкости с водой, а на станках СБШ-250МН и СБШ-320 – емкости с водой, необходимой для создания воздушно-водяной смеси, используемой для очистки скважины и пылеподавления.

Выбираем тип станка СБШ-250МН с диаметром скважины d_cкв = 244 мм.

 

Сменную производительность рассчитываем по формуле:

где:

- Т_см – продолжительность смены составляет 8 ч;

- Т_о, Т_в – соответственно продолжительность выполнения основных и вспомогательных работ на 1 м скважины, ч;

- К_и.б. – коэффициент использования сменного времени;

К_и.б.= (Т_см – (Т_пз + Т_р + Т_вп))/Т_см;

где: Т_пз, Т_р, Т_вп – соответственно продолжительность подготовительно-заключительных операций, регламентированных перерывов и внеплановых простоев в течении смены, ч.

Т_пз и Т_р в сумме дают 0,5¸1 ч, а Т_вп - 1¸1,5 ч.

К_и.б.= (8 – (1 + 1,5))/8 = 0,7;

Т_о= 1/V_о

где V_о – техническая скорость бурения. Для СБШ-250МН выбираем 34,4 м/ч.

 м/смена;

Потом решаем годовую производительность, которая рассчитывается по формуле:

П_г = П_см×n_см×N;

где:

- n_см – число рабочих смен в сутки равно 3;

- N – число рабочих дней в году равное 250.

П_г = 192,64×3×250 = 144480 м/год

 

Рабочий парк буровых станков определенного типа зависит от объёма горной массы V_г.м, подлежащего обуриванию, и рассчитывается по формуле:

 

,

где q_г.м – выход взорванной горной массы с 1 м скважины, м³

 

 

шт