Читайте данную работу прямо на сайте или скачайте

Расчет параметров горных работ в карьере

Уральская Государственная Горно-Геологическая Академия

Кафедра инженерной экологии

РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ГОРНЫХ РАБОТ В КАРЬЕРЕ

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

Пояснительная записка

Руководитель проекта

доцент канд. техн. наук

А. П. Тюлькин

" " мая 2001 г.

Студент гр. ИЗС - 99

Г. А. Студенок

" " мая 2001 г.

Екатеринбург 2001

ЗАДАНИЕ

на курсовой проект по дисциплине Основы горного дела

на тему Расчет параметров горных работ в карьере

Студент	Студенок Г. А.
Группа	ИЗС - 99
Вариант	18

Дата выдачи 16.03.01

I. ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ
1. Характеристика горных пород:
Крепость, f	9
Плотность, gп , т/м3	1,9
Категория трещиноватости массива	II
Класс взрываемости	II
Показатель буримости, Пб	10
Обводненность	необводненные
2. Годовой объем работ по карьеру, Ак, тыс.м3	19 500
3. Параметры рабочей зоны:
Число рабочих ступов, пра	3
Число нерабочих ступов, пн	2
Высота ступа, hу , м	12
Устойчивый гол откоса ступа, a, град.	68
Средняя длина фронта работ на ступе, Lу, м	1900
4. Транспорт:
вид технологического транспорта	ж.д.
Общая длина транспортирования, Lо , м	6500
Средняя скорость движения, Vср , км/ча	22
5. Данные для расчета безопасных расстояний при ведении взрывных работ:
Группа пород по классификации НиП (задается коэффициентом kг)	1,0
Расположение объектов относительно Границ карьера, м:
- жилой поселок	500
- здания и сооружения производственного назначения	300

II. СОДЕРЖАИе КУРСОВГо ПРОЕКТА

1. При выполнении курсового проекта руководствоваться Методическими казаниями по выполнению курсового проекта ЕФ - А, 1993 (получить на кафедре ИЭ).

2. Дополнительно к Методическим указаниям ЕФ выполнить расчеты по определению безопасных расстояний при ведении взрывных работ:

-         

-         

-         

По результатам расчета опасных зон обосновать рекомендуемые параметры БВР (общую массу ВВ одного массового взрыва, число скважин в группе и число групп на взрывном блоке, интервал замедления). Результаты расчета отобразить графически в пояснительной записке.

3. Курсовой проект состоит из расчетно-пояснительной записки и графического приложения в форме чертежа формата А1. Проект должен полностью соответствовать исходным данным, изменение последних допускается только по согласованию с руководителем.

Руководитель курсового проекта А.П.Тюлькин

Содержание проекта

аTOC o "1-3" 1.Выбор механизации процессов................................................................................................ 4

2.Режим работы карьера............................................................................................................... 5

3.Технологические расчеты буровых работ............................................................................... 6

4.Технологические расчеты взрывных работ............................................................................. 7

5. Технологические расчеты выемочно - погрузочных работ................................................ 10

6.Эксплуатационные расчёты транспорта............................................................................... 12

7.Организация работ на ступах............................................................................................... 15

8.Расчет безопасных расстояний............................................................................................... 16

ПРИЛОЖЕНИЕ. Показатели проекта......................................................................................

Список использованной литературы:....................................................................................... 18

1.Выбор механизации процессов

Выбор способа бурения и типа выемочно-погрузочного оборудования производится на основе рациональных словий применения разных видов механизации (производился по соответствующим приложениям).

При крепости fа = 9, годовом объёме бурения A_к = 19,5 млн.м³/год и показателе по буримости П_б = 10 (средняя трудность бурения) был выбран шарошечный способ бурения.

Модели машин в структурах механизации комплектуются на принципах комплексности и взаимной оптимальности. Таким образом, исходя из словий проекта, было выбрано следующее оборудование:

Выемочные машины: вскрышная мехлопата ЭКГ - И, тип транспорта: железнодорожный, дальность откатки до 8-10 км, вид тяги: электрическая, одиночная, постоянный ток, напряжение 1,5 кВ, руководящий клон i_р = 30⁰/₀₀.

Локомотив: EL - 1, думпкары ВС - 105.

2.Режим работы карьера

Карьеры работают, как правило, по непрерывному режиму:

N_к = 365 - N_в - N_п (N_в - число общевыходных дней в году, N_п - простои по погодным словиям)

N_к = 365 - N_в - N_п = 365 - 10 - 3 = 352 дня

Выемочное и транспортное оборудование эксплуатируется по общекарьерному режиму.

Исходя из типа выбранного оборудования: для мехлопат ЭКГ - И: число рабочих дней в неделю N_д = 7, число смен N_см = 3, следовательно, N_э =а 760 смен/год.

Для бурстанков: N_д = 7, N_см = 2, следовательно, 490 смен/год.

3.Технологические расчеты буровых работ

Выбираем станок СБШ - 250 МНА - 32. Диаметр долота d_д = 244,5 мм. При имеющейся крепости пород f = 9 имеем следующие показатели: осевое давление P_о = 8,95 кН/см, частота вращения долота n_о = 125 об/мин.

Скорость бурения считается по формуле:

_б = d_д - диаметр долота, см.

Таким образом, имеем:

_б = а= 11,4 м/ч

Сменная производительность станка:

A_б.см = V_бT_смк_и = а= 66,12 м

Годовая производительность станка:

A_б.г = A_б.смN_б = а= 32 400 м

Рабочий парк станков:

N_б.р = а= а= 4

Списочный парк станков

N_б.сп = а= а= 6

4.Технологические расчеты взрывных работ.

Взрывные работы проводятся посредством вертикальных, сплошных колонковых зарядов. По числу рядов скважин - взрывание многорядное, по времени взрывания зарядов - короткозамедленное; так как используем железнодорожный транспорт, взрывание в "зажатой среде". Породы средневзрываемые, следовательно применяется "шахматная" сетка скважин.

Диаметр скважин:

d_с = d_дк_разб = а= 252,813 мм

Длина перебура:

l_пер = d_cк_пер = а= 2288 мм

Общая длина скважин:

l_с = h_у + l_пер = 12 + 2,288 = 14,288 м

Допускаемый габаритный кусок:

а_г , где E - ёмкость ковша погрузчика (у ЭКГ - И она равна 8 м³)

a_г ; таким образом, а_гмм

Взрывчатое вещество - Акватол АВ

Паспортный расход ВВ

а) для первого ряда скважин:

q_э = 0,35 кг/м³ (так как f = 9, показатель трещиноватости II)

Для акватола АВ к_вв = 1,20;а а= 1450 кг/м³

к_дс = 1,00

к_др = 0,86 (так как а_г а1500 мм)

а= 1

Итого имеем:

а= 0,361 кг.

б) для второго и последующего рядов скважин:

Для II категории трещиноватости:

а= 0,388 кг.

Линия сопротивления по подошве (ЛСПП)

Для средневзрываемых пород: коэффициент сближения скважин m = 1,0-1,15, к₁ = 0,8; к_в = 2,5-3

Удельная вместимость ВВ в скважине: p = 0,785а= а= 72,743 кг/м

W_min а3м

W_max а(3 - m); Подставив имеющиеся данные, имеем: W_max а10,591 м

W_o а= 12,693 м

Итого в данном случае расчетная ЛСПП будет равна:

W_р = 10,591 м

Контроль длины перебура:

l_пер0,3W_р;а 2287,563177,3

Конроль пройден.

Расстояние между скважинами в ряду:

a = mW_р = а= 11,385 м

Расстояние между рядами

b =

к_с = 0,85 ("шахматная" сетка скважин для средневзрываемых пород)

b = а= 9,678 м

Масса зарядов в скважинах:

а) первого ряда

а= а= 522,636 кг

б) второго и последующих рядов

а= а= 513,017 кг

Длина забойки в скважинах:

l_забl_cк_зб

Для II-й категории трещиноватости к_зб = 0,225

Следовательно, l_зб3,2148 м

Берем l_зб = 3,5 м

Допускаемая длина заряда ВВ:

ааl_c - l_зб

Фактическая длина колонки заряда в скважинах:

а) первого ряда

а= а= 7,185 м

б) второго ряда

а= а= 7,052 м

Необходимое словие l_заравыполняется.

Значения длительности tа замедления при КЗВ, мс:

при однорядном взрывании: t₁ = к_р = а= 37 мс (стандартно 35 мс)

ка= 3,5 для средневзрываемых пород.

при многорядном взрывании: t_II = t₁к₂ = а= 43,75 мс (стандартно 50 мс)

к₂ = 1,25 (коэффициент величения tа для многорядного взрывания).

Число рядов скважин

= +1 ; где B_рац = 53,55 м (рациональная ширина развала породы, см. раздел 5), к_з = 0,85 (коэффициент связанный со временем замедления), к_в = 3 (для средневзрываемых пород), b = 90⁰).

Таким образом: n = +1 а4,6 (берем n_р = 5)

Выход горной массы с 1 м длины скважины, м³/м:

q_гм = а= а= 94,2 м³/м

Паспортный расход взрывчатого вещества по взрывному блоку:

q_п = а= а= 0,382 кг/м³

Ожидаемый размер "среднего" куска горной массы после взрыва:

Для породы II-й категории трещиноватости:

d_сра; где P_н и P_м соответственно, ожидаемый выход негабарита и содержание негабаритных кусков в массиве, %

d_сра= 0,424 м

Годовой объём бурения

L_б = а= а= 207 006 м

Годовой расход взрывчатого вещества

Q_вв = q_па= а= 7449 т

На один взрыв:

а= а= 62400 кг = 62,4 т.

Количество взрывов в течение года:

N_взр = а= а= 120 взрывов

5. Технологические расчеты выемочно - погрузочных работ

Планируемая ширина экскаваторной заходки при железнодорожном транспорте:

А_з = (1,5¸1,7)R_ч.у = а= 17,85 м

Рациональная ширина развала пород при железнодорожном транспорте:

B_рац = n_пА_з = (3¸5,1)R_ч.у, где n_п - планируемое число заходок. Планируем 3 заходки.

Таким образом, B_рац = n_пА_з = а= 53,55 м

Определим фактическую ширину развала пород:

B_ф = а+ (n_р - 1)b = 16,8 + а= 55,512 м

Ширина буровой заходки определяется следующим образом:

B_б.з = W_р + (n_р - 1)b = 10,591 + а= 49,303 м

Фактическая ширина экскаваторной заходки определяется исходя из фактической ширины развала пород:

A_ф = а= а= 18,5 м

Необходимо, чтобы A_ф1,7R_ч.у

18,5 < 20,23 ; следовательно, данное словие выполняется.

Длительность цикла экскаватора

а) длительность черпания

Т_ч = а= а= 8,8 с

б) длительность поворота

Т_пов = (10 + Е) + 0,18(β⁰ - 90⁰) = (10 + 8) + 0,18(109⁰ - 90⁰) = 21,4 с

в) длительность разгрузки в среднем при E = 8 м³; T_р = 2,7 с

Итого длительность цикла:

T_ц = Т_ч + Т_пов + Т_р = 8,8 + 21,4 +2,7 = 32,9 с

Производительность и рабочий парк экскаваторов

Техническая производительность машины

А_э.т = а, к_э - коэффициент экскавации пород (к_э = 0,6)

А_э.т = а= 525,228 м³/ч

Сменная производительность экскаватора

А_э.см = А_э.тT_смк_и (к_и - коэффициент использования экскаватора в течение смены; при железнодорожном транспорте к_и = 0,675)

А_э.см = а= 2836,6 м³

Годовая выработка списочной машины

А_э.г = а= а= 1389,9 тыс. м³

Рабочий парк экскаваторов

N_э.р = а= аа6

Списочный парк экскаваторов

N_э.сп = а= аа14

6.Эксплуатационные расчёты транспорта

Весовая норма поезда

а) из основного равнения установившегося движения

Q_п = а, где P_сц - сцепной вес локомотива (у EL - 1 P_сц = 150 т), Ψ_дв - коэффициент сцепления при становившемся движении (для постоянного тока Ψ_дв = 0,225), ω₀ - основное дельное сопротивление движению, для груженного ВС - 105 принимаем равным 4,5 Н/кН, ω_iр, ω_к - дополнительные дельные сопротивления движению, от уклона и кривизны пути. ω_iр = 30 Н/кН, ω_к = 0.

Таким образом, имеем:

Q_п = а= 828,3 т

б) а= а- P_сц, где Ψ_тр - коэффициент сцепления при трогании с места, при постоянном токе берем равным 0,30. - скорение при трогании с места, принимается 0,03 м/с². ω_тр = 0,65 Н/кН

а= а- 150 = 1175,5 т

Число вагонов

Число вагонов найдем исходя из наименьшего из значений Q_п или

Q_п < Q_п.

n_в = q_гр - грузоподъемность думпкара (для ВС - 105 грузоподъемность соответственно 105 т), к_т - технический коэффициент тары, для ВС - 105 при ЭКГ - И равен 0,46.

к_иг - коэффициент использования грузоподъемности в думпкаре

к_иг = а= q_ф - фактическая масса груза в думпкаре; V_д - геометрическая вместимость думпкара (для ВС - 105 равна 50 м³), γ_м - плотность горной массы в массиве, к_р - коэффициент разрыхления горной массы в думпкаре, примем равным 1,4.

к_и = а= 0,65

Число вагонов n_в = а7 шт.

Определение времени оборота состава

T_об = t_п + t_дг + t_дп + t_р + t_з

а) t_п -а время погрузки локомотивосостава

t_п =а _п - коэффициент снижения производительности ВПО цикличного действия (принимаем равным 0,9, так как n_вq_гр>500 т)

t_п = а= 116 мин

б) t_дг и t_дп - время движения в грузовом и порожнем направлениях.

t_д = t_дг + t_дпа = 60(

l_пк, l_по, l_с, l_у - расстояние транспортировки соответственно по передвижным путям в карьере(к) и на отвале(о), по стационарным путям на поверхности(с) и на клонах(у), км.

_пк, v_по, v_с, v_у, v_т - средневзвешенные скорости на казанных выше участках трассы.

В соответствии с рекомендациями НТП в расчетах принимают следующие значения скоростей:

_пк = 15 км/ч

_по = 20 км/ч

_с = 30 км/ч (для электровозов)

_у = 20 км/ч (для электровозов)

_т - скорость на спусках (из словия соблюдения тормозного пути - 300 м)

_т = 20 км/ч

Расстояния:

l_пк = 0,5l_у = а= 950 м =а 0,95 км

l_по = 0,5l_отв = а= 600 м = 0,6 км

l_у = l_ук + l_уо

l_ук = а= а= а= 2 м = 2 км

l_уо = а= а= 2 м = 2,3 км

l_у = 2 + 2,3 = 4,3 км

l_c = L₀- l_пк - l_по - l_у = 6,5 - 0,95 - 0,6 - 4,3 = 0,65 км

Тогда:

t_д = 60() = 40 мин

в) t_р - время разгрузки состава.

Пусть думпкары разгружаются последовательно.

t = 2,5 мин (время разгрузки одного думпкара)

У нас 7 вагонов, следовательно, состав будет разгружаться время:

t_р = а= 17,5 мин

г) t_з - время задержки локомотивосостава в рейсе

При расстоянии транспортировки 6,5 км время задержки в рейсе составит 20 минут.

t_з = 20 мин

Итого время оборота состава:

T_об = t_п + t_дг + t_дп + t_р + t_з = 116 + 40 + 17,5 + 20 = 193,5 мин

Производительность локомотивосостава:

П_л.с. = а; где q_ф = q_грк_иг = а= 68,25 т

П_л.с = а= 1066,6 т/смену

Расчетное число рейсов одного локомотивосостава в течение суток составит:

n_р = а= а= 7 рейсов

Расчет парка подвижного состава

1)       Рабочий парк локомотивосоставов, необходимый для перевозки горной массы (ГМ).

N_(л.с.)р = а; где Q - годовой объем технологических перевозок, в тоннах. Q = g_нA_к ; g_н = а= а= 1,36 т/м³; Q = а= 26 520 т

k - коэффициент неравномерности грузопотоков, k = 1,1 (в соответствии с НТП для предприятий черной металлургии)

N_(л.с.)р = а= 25 локомотивосоставов

2)       Рабочий парк локомотивов

N_(л)р. = N_(л.с.)р = 25 локомотивов

3)       Рабочий парк думпкаров

N_(в)р = n_вN_(л.с.)р = а= 175 думпкаров

4)       Инвентарный парк

N_инв = N_р + N_рем + N_рез

Для локомотивов: N_инв = N_(л)р. + 0,13 N_(л)р. + 0,07 N_(л)р. = 1,2 N_(л)р. = а= 30

Для думпкаров: N_инв = 1,17 N_(в)р = а= 205

7.Организация работ на ступах

Фактическая длина блоков на уступе длиной L_у при числе экскаваторов N_э.у.

Минимально 300-400м.

В данном случае: имеем 3 рабочих ступа и 6 экскаваторов, следовательно по 2 экскаватора на ступ.

l_б = а= а= 950 м

Оптимальный объем взорванного блока:

_о = (5¸7); при ж-д транспорте к_тр = 1,2.

_o = а= 163 388 м³

Длина блока:

L_бл = а= а= 276 м

Ширина рабочей площадки: учитывает ширину развала, транспортные коммуникации, размещение контактной сети.

B_рп = 55,5 + 6,5 + 6 + 2 + 4 + 4,5 + 3,5 = 82,3 м

8.Расчет безопасных расстояний.

1.       По разлету отдельных кусков породы.

r_разл = ; а= а= 0,503

а= 0,493

Таким образом, r_разл = а= 230 м

2.       По сейсмическому воздействию на поверхностные охраняемые объекты.

r_с = Q - общая масса заряда в группе замедления.

Отсюда найдем N - число групп зарядов.

N = а= ()⁴ = 3

3.       По воздействию ударно-воздушной волны (УВВ)

l_зар > 12d

Q_э = 12pdк_зарN = а= 2 кг

r_в = м

r_врасч = r_вк_гк_tк_t = а= 110,4 ма (при положительных температурах)

r_врасч = r_вк_гк_tк_t = а= 165,6 м (при отрицательных температурах)

Итого имеем:общая масса ВВ при одном массовом взрыве: 62,4 тонны, число скважин N = 3 (число групп замедления), интервал замедления при многорядном взрывании t = 50 мс

ПРИЛОЖЕНИЕ

Показатели проекта

Бурстанки (модель)

СБШ - 250 МНА - 32

Экскаваторы (модель)

ЭКГ - И

Поезда

Локомотивы EL - 1, думпкары ВС - 105

2. Основные показатели БВР

Диаметр скважин, мм	252,8
производительность станка, м/ч	11,4
м/смену	66,12
тип ВВ	Акватол АВ
сетка скважин, м х м	11,4 х 9,7
объем блока, тыс м3	163,388
удельный расход ВВ, кг/м3	0,3612 (эталонный 0,35)
выход горной массы, м3/м	94,2
Усредний кусок, м	0,424 м
ширина развала, м	55,5

3. Основные показатели экскавации

Число проходов экскаватора	3
Ширина заходки, м	18,5
производительность экскаваора, тыс. м3/смену	2,898
тыс. м3/год	1419,965

4. Показатели транспорта

длительность оборота, ч	3,225
сменная производительность, т	1066,6

5. Параметры горных работ

Производительность карьера, млн. м3	19,5
число рабочих ступов	3
высота ступа, м	12
длина экскаваторного блока, м	276
ширина рабочей площадки, м	82,3

Список использованной литературы:

а

1.       Методические указания по выполнению курсового проекта по дисциплине "Открытые горные работы". Екатеринбург, ГИ, 1993 г.

2.       Ржевский В.В. Открытые горные работы. Часть 1 - М: Недра, 1985

3.       Хохряков В.С. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых. 5-е изд. - М: Недра, 1991.

4.       Экскавационно-транспортные машины цикличного действия - М: Недра, 1989.

5.       Конспект лекций по дисциплине "Основы горного дела"