ВВЕДЕНИЕ
На современном этапе формирования рыночной экономики страны основой функционирования и развития ее горной промышленности является открытый способ добычи полезных ископаемых. Ныне в России этим способом добывается около 90% железных руд, до 60% руд цветных металлов и угля [IV]. Разработка месторождений открытым способом обеспечивает значительно лучшие технико-экономические показатели, чем подземным.
Добыча полезных ископаемых открытым способом в нашей стране производится с давних времен. В настоящее время действуют предприятия большой производственной мощности.
Во второй половине 20 века в связи с истощением минерально-сырьевой базы России появилась устойчивая тенденция к освоению месторождений глубинного, нагорно-глубинного типа с вовлечением в разработку бедных руд, что предопределило значительное увеличение глубины карьеров, их размеров в плане и поставило горнодобывающие предприятия в более сложные условия.
По данным ИГД УрО РАН каждые 100 м роста глубины карьера сопровождаются снижением производительности буровых станков в среднем на 6-8%, экскаваторов на 8-12%, автосамосвалов на 16-22%, локомотивосоставов на 10-14%. Работа значительного числа а/с в карьере резко ухудшает экологическую обстановку. Решить ряд проблем можно внедрением на горных предприятиях новых решений в области техники и технологии.
Основным направлением в техническом перевооружении ОГР за рубежом в последнее десятилетие является широкое внедрение высокопроизводительного оборудования: буровых станков с диаметром долота до 450 мм, карьерных экскаваторов с ковшом вместимостью до 26 м3, автосамосвалов грузоподъемностью до 310 м3, различного вспомогательного оборудования, повышающего возможность основного и высвобождающего определенное число рабочих. В последние годы повышение технического уровня карьеров обеспечило рост сменной производительности труда по горной массе в среднем от 180 до 240 т (от 70 до 90 м3), а на ряде новых предприятий уровень сменной производительности труда достиг 95-100 м3/чел.
Одним из перспективных направлений является внедрение перспективных циклично-поточной и поточной технологий, в частности, на разработке месторождений скального и полускального типа. В нашей стране при активном участии машиностроительных институтов и заводов были обоснованы технические требования и создан ряд опытных образцов оборудования для ЦПТ, испытанных на ряде горных предприятий (Гайский, Ново-Кроворожский, Центральный Криворожский, Качканарский ГОКи и Тургоякский карьер). Положительные результаты научно-исследовательских, конструкторских, и опытно-промышленных работ позволили запроектировать и впоследствии реализовать ЦПТ на большинстве рудных комбинатов бывшего СССР. Опыт применения ЦПТ показал, что своевременное внедрение ее на глубоких карьерах позволяет сократить затраты на транспортирование горной массы на 15-20%, повысить производительность труда, снизить объем горно-капитальных работ и количество вредных выбросов в атмосферу.
Бурное развитие горных работ стало возможным благодаря достижениям горной науки техники в основу которых положены труды академиков Н.В. Мельникова, В.В. Ржевского, профессоров Е.Ф. Шешко, А.И. Арсентьева, В.С. Хохрякова, П.И. Токмакова и др
1. КРАТКАЯ ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ И ГОРНОТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ
В данном работе проектируется карьер с размерами по длине Lк = 1000 м, по ширине Вк = 460 м. По условию производственная мощность карьера по полезному ископаемому составляет Qпи = 1300 тыс. т/год, по горной массе
Ar = 2430 тыс. м3/год, по вскрыше Vв = 2010 тыс. м3/год.
Крепость полезного ископаемого составляет f=14. В соответствии с классификацией горных пород по шкале крепости проф. М.М. Протодьяконова, данное полезное ископаемое относится к категории очень крепких пород. Из литературы следует, что это полезное ископаемое - мрамор среднетрещеноватый. Его пределы прочности и плотность: усж=125 МПа, усдв=19,2 МПа, ураст =10,8 МПа, г = 2,5 т/м3.
Определяем показатель трудности разрушения по формуле:
ПР = 0,05[Ктр·(усж + усдв + ураст.) + г·g]; (1) [II]
где: g - ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2;
Ктр - коэффициент, учитывающий трещиноватость, Ктр = 0,85
ПР = 0,05[0,85·(125 + 19,2 + 10,8) + 2,5·9,8] = 7,81;
По классификации акад. В.В. Ржевского полезное ископаемое относится по показателю трудности разрушения ко II классу и 8 категории.
Определяем показатель трудности бурения по формуле:
Пб = 0,07(усж + усдв + г·g); (2) [II]
Пб = 0,07(125 + 19,2 + 2,5·9,8) = 11,8;
В соответствии с классификацией акад. В.В. Ржевского по показателю трудности бурения, порода относится к III классу - труднобуримая и 12 категории. Вскрышные породы с коэффициентом крепости f = 12 и показателем трудности бурения Пб = 10 относится ко II классу и 10 категории - средней трудности бурения.
Месторождение можно охарактеризовать:
- По форме: плитообразная залежь, т.к. вытянута преимущественно в двух направлениях;
- В зависимости от положения относительного господствующего уровня поверхности и глубины залегания: глубинного типа, т.к. мощность покрывающих пород Мп = 30 м;
- По углу падения: крутая залежь ц = 70є;
- По мощности: весьма мощное mпи = 35 м.
Пояснительная схема разработки залежи
2. РЕЖИМ РАБОТЫ КАРЬЕРА, ОБЩАЯ ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ В КАРЬЕРЕ
В соответствии с нормами технологического проектирования для данных условий принимается круглогодичный режим работы карьера, при шестидневной рабочей неделе. Количество рабочих дней в году равно 300. Суточный режим работ трехсменный, продолжительность рабочей смены - 8 часов. Число рабочих смен в году - 900.
Определение границ карьерного поля.
По условию размеры карьера по поверхности составляют 1000460 м.
Глубина карьера определяется по формуле:
, м;
где: киз - коэффициент извлечения запасов полезного ископаемого (0,95-0,97);
кгр - граничный коэффициент вскрыши;
м - горизонтальная мощность залежи;
м;
С учетом принятых углов наклона бортов карьера размеры карьера по дну составят.
Длина карьера по дну:
Ширина карьера по дну:
м.
где: А - длина карьера по верху, А = 1000 м;
В - ширина карьера по верху, В = 460 м;
б,бґ - углы откосов нерабочего и рабочего бортов карьера;
Н - глубина карьера, м;
3. ПОДГОТОВКА ГОРНОЙ МАССЫ К ВЫЕМКЕ
Подготовку горных пород к выемке осуществляем буровзрывным способом.
3.1 Буровые работы
3.1.1 Выбор и обоснование бурового оборудования
Первоначально выбираем диаметр скважины. При показателях трудности бурения 10 и 11,8 выбираем dскв = 243 мм.
Буровые станки шарошечного бурения в настоящее время получили широкое распространение при бурении скважин диаметром 160-320 в породах с Пб > 5. По коэффициенту крепости выбираем станок СБШ-250МН.
Таблица 3.1 [IV] Техническая характеристика бурового станка СБШ-250МН
Показатели
Значения
Диаметр долота, мм
Глубина бурения, м
Ход подачи, м
Угол бурения, градус
Максимальная скорость подачи бурового инструмента, м/мин
Осевое усилие подачи на забой скважины, тс
Частота вращения долота, об/мин
Крутящий момент, кгс·м
Мощность вращателя, кВт
Скорость подъема бурового става, м/мин
Расход сжатого воздуха для продувки скважины, м3/мин
Скорость передвижения станка, км/ч
Удельное давление гусениц на грунт, кгс/см2
Наибольший преодолеваемый подъем, градус Установленная мощность двигателей, кВт
243
24 и 32
8
60--90
0,75
30
157; 81
600
75
9,0
20
0,6
1,0
12
322
Размеры станка в рабочем положении, мм:
длина
ширина
высота
Масса станка, т
7820
4690
14450
60
3.1.2 Технологические расчеты параметров буровых работ
Определяем техническую скорость бурения по формуле:
Vб.ш. = 2,5·Р0·nв·10-2/(Пб·dд2), м/ч; (3.1) [I]
где: Р0 - усилие подачи, Р0 = 294,3 кН;
nв - частота вращения штанги nв = 16,43 с-1;
dд - диаметр долота - dд = 0,214 м;
Vб.ш. = 2,5·294,3·16,43·0,01/(11,8·0,2432) = 14,7 м/ч;
Определяем сменную производительность станка по формуле:
, м/смену; (3.2) [II]
где: Кпр - коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, Кпр = 0,75ч0,85;
Тсм - продолжительность смены, Т = 8 ч;
Тпз - время на подготовительные и заключительные работы, Тпз = 0,5 ч;
Тр - регламентированный перерыв, Тр = 1 ч;
tв - вспомогательное удельное время бурения скважин, tв = 0,033ч0,066 ч/м;
tо - удельное основное время бурения скважин, ч/м:
tо = 1/Vб, ч/м;
tо = 1/14,7 = 0,068 ч/м;
м/смену;
Выбранный буровой станок СБШ-250МН имеет ряд достоинств высокая скорость бурения, при работе станка не требуется доставка воды и тяжелого инструмента (долот), возможность регулировки осевого давления и числа оборотов в широких пределах, возможность бурения наклонных скважин. Также имеются и недостатки: большая масса станка, недостаточная стойкость шарошек и большой их расход.
Оценка взрываемости горных пород осуществляется по эталонному расходу (г/м3) взрывчатого вещества - аммонита 6ЖВ.
Определяем эталонный удельный расход ВВ по формуле:
qэ = 2*10-1(усж+ усдв+ ураст+г·g), г/м3; (3.3) [II]
где: усж, усдв, ураст - пределы прочности горной породы на сжатие, сдвижение и растяжение, МПа: усж = 125 МПа; усдв = 19,2 МПа; ураст = 10,8 МПа;
г - плотность горной породы, г = 2,5 т/м3;
Страницы: 1, 2, 3, 4, 5