Система разработки месторождения

 

По классификации систем открытой разработки [3, табл. 14.3, стр. 101] акад. Н.В. Мельникова примем транспортную систему. По акад. В.В. Ржевскому [3, табл. 14.5, стр. 103] примем систему УДД – Углубочная продольная двухбортовая. Отработка наклонных и крутопадающих залежей характеризуется перемещением фронта работ в горизонтальном на­правлении и в глубину (по мере подготовки новых горизонтов). Такие системы разработки именуют углубочными. Продольноерасположение обеспечивает значительную протяженность фронта работ, создавая благоприятные условия для интенсивной отработки месторождения и раздельной выемки, но обусловливает значительный объем горно-капитальных работ. Его целесообразно применять при малой мощности по­крывающих пород. Двухбортовая выемка:

По [1, табл.13.18, стр. 108] установим углы откоса рабочего и устойчивого уступа(45 и 35 соответственно), а также ширину призмы возможного обрушения (6м).

Определим ширину рабочей площадки, при использовании БВР:

                               , м                   (4.1)

где В – ширина развала взорванной горной массы, м;

С₁ – расстояние от нижней бровки уступа до транспортной полосы,=2,5-3,5 м;

Т – ширина транспортной полосы, м;

т – расстояние от линии электропередачи до кромки транспортной полосы, =3,5 м;

d _в – ширина полосы для движения вспомогательного транспорта, = 0 м;

Л – ширина полосы готовых к выемке запасов, м;

- ширина призмы возможного обрушения [1], м;

, м

Ширина резервной полосы запасов, необходимой для бесперебойной работы на смежных уступах, рассчитывается по формуле:

                                           , м                                  (4.2)

где µ – норматив обеспеченности запасами полезного ископаемого, мес;

А_р – годовая производительность карьера по полезному ископаемому, т;

L _ру – длина добычного фронта на уступе, м;

n _о – количество добычных уступов;

, м

Количество одновременно разрабатываемых добычных уступов для продольных систем разработки в условиях наклонных и крутопадающих залежей вычисляется по формуле Э. К. Граудина:

                                       , м                           (4.3)

где b _рт – ширина разрезной траншеи, м;

δ – угол падения залежи, град;

П _min – минимальная ширина рабочей площадки, = 60-80 м;

, уступ

Угол откоса рабочего борта карьера отстраивается внутри рабочей зоны и рассчитывается по формуле:

                                  , град                              (4.4)

, град

В масштабе вычерчиваем положение карьера на момент пуска в эксплуатацию (рис. 4.1).

 

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                                              (5.1)

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                                              (5.2)

Длина перебура возрастает с увеличением крепости разрушаемых пород.

Определим высоту уступа:

                                             , м                                        (5.3) где - высота черпания экскаватора, м;

, м

В дальнейших расчетах высоту уступа принимаем h =15 м.

l _п = (0,1-0,25) ∙ 15=3, м

, м  

После этого вычислим диаметр скважины:

       , мм                                              (5.4)

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                  (5.5)

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                                    (5.6)

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                                  (5.7)

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

N_{c м.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),

                            ,                                (5.8)

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                              (5.9)

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                                       (5.10)

 где длина заряда ВВ, м;

длина забойкgh и, м;

длина промежутка,м;

                                         , м                                       (5.11)

, м

  (при сплошном заряде)

, м

Вычерчиваем в масштабе принятую конструкцию скважинного заряда (рис. 5.1).

 

 

Определим массу заряда в скважине по формуле:

                                           , кг                                     (5.12)

где масса заряда, кг;

диаметр скважины, дм;

, кг

Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса:

                                            , кг                                         (5.13)

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                                            (5.14)

, м

, кг

Вычерчиваем в масштабе схему расположения скважин на уступе (рис. 5.2).

 

 

Проверим возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом заряда ВВ установленной массы:

                                                  ,                                            (5.15)

,

,

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                                (5.16)

где ЛСПП при парносближенных скважинах, м;

расстояние между смежными парами скважин, м;

,кг

Вычислим объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:

, м³                             (5.17)

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                       (5.18)

где  – длина блока, м;

- число взрываемых рядов скважин, ед;

, м

Найдем число взрываемых скважин в одном ряду:

, ед                                    (5.19)

 скважин

Полученное n¢_скв округляем до ближайшего целого числа.

Вычислим общий расход ВВ на блок, кг:

                                            , кг                                           (5.20)

, кг

Рассчитаем выход горной массы с 1м скважины, м³:

                               , м³                                (5.21)

, м³

Найдем оптимальный интервал, мс, замедления:

                                       , мс                                        (5.22)

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. 5.3).

 

Рассчитаем ширину развала взорванной горной массы:

                                     , м                          (5.23)

, м

Определим высоту развала:

                                             , м                                   (5.24)

, м                                   

Найдем инвентарный парк буровых станков по формуле:

                                            , ед                                  (5.25)

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                                      (5.26)

где R _ч.у – радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м;

, м

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

                                                   , ед                                              (5.27)

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. 5.4).

 

 

Сменную эксплуатационную производительность экскаватора, при разработке хорошо взорванных скальных пород вычисляем, принимая продолжительность цикла по приложению [1] для угла поворота под погрузку 135°.

                     , м³                    (5.28)

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                                   (5.29)

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.                                     (5.30)

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

N _Э.И – инвентарный парк экскаваторов, ед.;

γ – плотность пород, т/м³;

, ед.