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;

l_п – длина перебура, м.

l _п = (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

l _п = (0,1-0,25) ∙ 17=3, м

, м

После этого вычислим диаметр скважины:

, мм (2.4)

где - диаметр скважины, мм;

K_рс – коэффициент расширения скважин при бурении (изменяется от 1,05 в практически монолитных породах до 1,20 в чрезвычайно трещиноватых);

d_д – диаметр долота, мм.

, мм

Сменную производительность станка определяем по формуле:

, м/смену (2.5)

где П_б – сменная производительность бурового станка, м;

Т_СМ – продолжительность смены, мин;

Т_П.З. =20-30;

Т_р – продолжительность регламентированных перерывов, 10-30 мин;

Т_В.П. – внутрисменные внеплановые простои, 60-90 мин;

t₀, t_В – продолжительность выполнения основных и вспомогательных операций на 1 м скважины, мин

Отсюда продолжительность основных операций:

, мин (2.6)

где V_Б – 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 П_Б.Г. – производительность бурового станка, м/г;

N_cм.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;

K в коэффициент, учитывающий взрываемость пород [1];

d c 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 Q _см.э.– сменная производительность экскаватора, м³,[2];

n _см.– число рабочих смен экскаватора в течение суток, ед.;

n _д– обеспеченность экскаватора взорванной горной массой, сут., n_д 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 K_з – 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 А_г.м – годовая производительность по горной массе, т;

П_б.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 R_ч.у – радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м;

, м

Количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы вычисляют по формуле:

, ед (2.27)

где n_П – 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];

Т_см – продолжительность смены, ч;

К_з – коэффициент влияния параметров забоя = 0,7-0,9;

К_н – коэффициент наполнения ковша = 0,6-0,75;

К_р – коэффициент разрыхления породы в ковше, = 1,4-1,5;

К_пот – коэффициент потерь экскавируемой породы [1];

К_у – коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя, квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики [1];

К_и – коэффициент использования экскаватора в течении смены, учитывающий организационные и технологические перерывы [2].

, м³

Так как, расчетная производительность экскаватора превышает нормативную более чем 10%, принимаем Q_э.см=3350 м³

Годовую эксплуатационную производительность экскаватора вычисляем по формуле:

, м³ (2.29)

где Q_Э.Г. – годовая эксплуатационная производительность экскаватора, м³;

N_см.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 А_Г.М – годовая производительность карьера по горной массе, т;

N_Э.И – инвентарный парк экскаваторов, ед.;

γ – плотность пород, т/м³;

, ед.