Обоснование конечной глубины, производственной мощности и структуры комплексной механизации карьера

 

Sр.тр – площадь поперечного  сечения разрезной траншеи, м2;

 

Sр.тр = hу.ск.*(Вр.тр. +1/2 *hу.ск.*(ctgαру.ск.+ctgαп), где

 

Вр.тр. – ширина разрезной траншеи по дну, м.

 

αру.ск. – угол откоса рабочего борта уступа по скальным породам, 75°

 

ctgαп  - угол падения пласта, 45°.

 

      Ширина разрезной  траншеи по низу.

 

Вр.тр. = 2Rчу+ 2С,

 

Вр.тр. = 2*12,2+2*1=26,4м

Проверка ширины разрезной траншеи по условию разворота автотранспорта.

 

• При петлевой схеме разворота:

 

Вр.тр.п = 2(R +C), где

 

Rа – минимальный радиус разворота автотранспорта, м. (Rа = 15м)

 

Вр.тр.п = 2(10,5 + 1) = 23м

 

• При тупиковой схеме разворота:

 

Вр.тр.т. = Ra + C +0,5(la +ba), где

 

la – длина автотранспорта (la = 10,25м)

 

ba – ширина автотранспорта (ba = 5,36м) БелАЗ 7509

 

Вр.тр.т. = 10,5 +1 +0,5*(10,25 +5,36) = 19м.

 

Принимаю ширину траншеи по дну Вр.тр. =19м.

                      

Sр.тр = 20*[22 + 1/2 *20(ctg45 + ctg75)] = 703 м3.

 

Vр.тр. = 703 * 371,1 = 260883м3.

 

Объем наносов.

 

V0 = S0*(Lр.тр. +Шр.п.н. + Вт), где

 

Шр.п.н. – ширина рабочей площадки по наносам, м

 

Вт – ширина транспортной полосы,м

 

S0 – площадь поперечного сечения по наносам, м

 

Вт  = С +Т + Z = 1 +6 +3 =10м.

 

S0 = hу.н. *[(2Шрп +Вр.тр. + hу.ск.*( ctgαру.ск +  ctgαп) + hу.н.* ctgαру.н]

 

S0 = 20 * [2*40 +19 +20 *( ctg75 + ctg45) +20* ctg50] = 3828 м3.

 

V0 = 3828*(371,1 +35 +10) = 1592831 м3.

 

 

 

      Объем внутрикарьерных  выработок:

 

Vвнк. = V0 + Vр.тр.

 

Vвнк. = 1592831 + 260883 = 1853713,8 м3.

 

      Объем вскрывающих  выработок:

 

Vвск. = Vвнш. + Vвнт. + Vпр.,где

 

Vвнш. – объем внешней капитальной  траншеи, м3.

 

Vвнт. – объем внутренней капитальной  траншеи, м3.

 

Vпр. – объем примыкания, м3.

 

Vвнш. = (h02/ip)*[Втр./2 + h0/(3ctgαтр.)], где

Втр. – ширина транспортной полосы, м.

Vвнш. = (202/0,08)*[19/2 + 20/(3ctgα45)] = 58500 м3.

Vвнт. = Втр.*hск.2 /(2*i), м3.

Vвнт. = 19*202 /(2*0,048) = 79166 м3.

Vпр. = Впр. *hу.ск.*lпр, где

lпр –  длина примыкания, м.

Vпр. = 19*20*40 = 15200м3.

Vвнтр. = Vвнт.+ Vпр. = 79166 + 15200 = 94366 м3.

Vвск. = 58500 + 79166 + 15200 = 152866 м3.

      Объем горно-строительных работ.

Vстр. =152866+ 1853713,8 = 2006580 м3.

 

4.1. Организация проходческих работ

1. Проводиться внешняя наклонная  траншея по наносам.

Ширина этой траншеи 19 м.

    Длина верхней наклонной траншеи:

lтр.н = hу.н / iр. = 20/0,08 = 250 м.

     Объем внешней наклонной траншеи:

Vвтр.н  = (hу.н2 / iр)* (Втр/2 + hу.н/ 3ctgα)

Vвтр.н  =(20/0,08) *(19/2 +20/3ctg45) = 76000  м3

      Время проходки данной траншеи:

tпр. = Vвтр. /Пэ.сут = 76000 / 11442 = 12 сут.

        2.По наносам проводится разрезная  траншея.

• Ширина разрезной траншеи 19 м.
• Длина разрезной траншеи  415м.
• Площадь поперечного сечения разрезной траншеи 780 м2.

Sтр = hу.н. *(Вртр. +hу.ctgαтр),

Sтр = 20(19+20*ctg50) = 780 м2

lртр = Lтр. + Шрп.н. + Вт = 371,1 +34,3 + 10 = 415 м.

    Объем  разрезной траншеи:

Vртр = Sтр.*lртр = 780*415 = 323700 м3

    Время  проходки:

tпр.= Vртр /Пэ.сут = 323700/11442 = 28 сут.

            3. Осуществление отгона бортов по наносам.

Vотг. = Vо – Vртр = 1592831 – 323700= 1269131 м3

    Объем  каждого блока:

Vотг. =Vбл1. + Vбл.2, где

    Vбл1. и Vбл.2 – соответственно объемы первого и второго блоков отгонки  наносов.

Vотг./2 = Vбл.1 = Vбл.2  = 1269131/2 = 634565,5 м3

      Время проходки каждого блока:

tпр. = Vбл./ Пэ.сут. = 634565,5 /11442 = 55 сут.

             4. Проходка внутренней  наклонной  траншеи (съезда). По скальным породам.

      Объем съезда равен Vвнт. = 79166 м3.

      Скальные породы требуют предварительного  рыхления буро-взрывным способом.

      С учетом коэффициента разрыхления  объем пород необходимых подготовить, для проходки внутренней траншеи  равен:

Vвнтр. * Кр = 79166*1,1 = 87083 м3.

        Время проходки:

tпр. = Vвнтр./ Пэ.сут. = 87083/11442 = 8 сут. 

 

 

 

 

 

.

 

5. Обоснование  структуры комплексной механизации

5.1 Общие положения

     Принимается углубочная продольная двухбортовая система разработки.

  В соответствии с годовым  объемом добычи разреза и годовой  производительностью по вскрыши  для экскавации вскрышных пород  и полезного ископаемого принимается следующее горное оборудование:

• На БВР - 2 СБШ 200Н-32;
• На экскавации наносов в тупиковом и торцевом забоях ЭКГ-8И;
• На экскавации взорванных пород в тупиковом и торцевом забоях -ЭКГ-5А;
• На экскавации полезного ископаемого ЭКГ-5А;

В качестве транспорта принимается автосамосвал БелАЗ 7509.

   На отвалах и вспомогательных работах - бульдозер Т-330.

 

5.2. Расчет параметров  БВР

 

5.2.1.Исходя из заданных условий определяем средний диаметр естественной отдельности dе.

По данным δcж = 70 МПа

    dе = 0,02* δcж = 0,02*70 =1,4 м

Исходя из технологических свойств взрываемых пород, (категория по блочности 5) для транспортной технологии выбираем диаметр скважин d = 0,245 м  и буровой станок шарошечного бурения  2СБШ-200Н-32.

                                                                                                      Таблица  5.2.1

 

Характеристика бурового станка 2СБШ-200Н-32

Параметры	Значение
Тип бурового станка	2СБШ-200-32
Предел прочности пород на сжатие, МПа	180
Диаметр скважины, м	0,245
Глубина бурения ,м	До 32
Угол наклона скважины к горизонту ,град.	60; 75; 90

 

5.2.2.  Выбор  взрывчатых веществ и средств  взрывания

   Исходя из свойств пород и условий размещения ВВ то принимаем ВВ заводского приготовления типа «Гранулит АС-8» и средства инициирования:

• огнепроводный шнур ОША 302/84 ,12.01.84;
• средства огневого заряжания ОШ зажигательный патрон ЗП-В 298/83 ,29.12.83;
• капсюль-детонатор 8УТС и 8УТБ в металлической и бумажной оболочках 307/84 ,30.03.84;
• детонирующий шнур ДША 88/71 ,28.04.71;
• пиротехническое реле-замедлитель РП-8 376/87 ,23.09.87;
• промежуточный детонатор (шашка) ТГ-500 13/66 ,31.12.66.

 

5.2.3. Обоснование проектной величины удельного расхода ВВ 

        Так как схема разработки карьера  транспортная, то рациональную степень  взрывного дробления определяем  по формуле:

Рациональная степень взрывного дробления

Zр =1 + dе 2 (Е0,25 + Пвв)-1,

где     dе – диаметр естественной отдельности в массиве, м;

  Е  – объем ковша экскаватора, м;

  Пвв – показатель относительной эффективности ВВ,

Пвв = Квв Свв / Сэт ,

где   Сэт, Свв – стоимость соответственно эталонного и рассматриваемого  ВВ, руб. Так как по стоимости ВВ нет данных то, принимаем  Свв= Сэт  , тогда 

Пвв = Квв. 

             Квв  - переводной коэффициент ВВ эквивалентных зарядов,         Квв =0,89    

Zр = 1 + 1,42(50,25+0,89)-1=1,8

     Удельный расход ВВ, обеспечивающий Zр .

q = 5d (Zр – 1) /dе ,

где       d – диаметр скважины, м.

q = 5 * 0,245(1,8 -1) / 1,4 = 0,72 кг/м3

 

5.2.4.  Расчет параметров расположения скважинных зарядов ВВ.

    Применение наклонных скважин способствует улучшению качества дробления пород.

Длина скважины :

Lск = Н/sinβ  +Lп ,

где   β   - угол наклона скважины к горизонту, град.;

Lп – длина перебура, м. 

Lп =3d * dе

      Lп = 3*0,245*1,4 = 1м

         Lск = 15/sin75 + 1 = 18м

   Минимальную  длину забойки  ( Lзаб.,м. ) устанавливаю из условия полного охвата взрываемого массива дробящим действием заряда сплошной конструкции:

• при ведении взрывных работ с перебуром

                 Lзаб. = Lп +11,3 d0.75 dе -0.5 РВВ 0,5,

   где    РВВ – плотность ВВ , кг/м³

Lзаб. – длина забойки, м.

                       Lзаб = 1 + 11,3 * 0,2450,75 * 1,4-0,5 * 0,950,5 = 4м

Длина колонки заряда ВВ.

LВВ =Lск - Lзаб , м

LВВ = 18 – 4 = 14 м

     Для зарядов ВВ ,рассредоточенных  воздушными промежутками ,суммарная  длина интервалов рассредоточения  составляет :

∑Lр = LВВ / (2,5 dе + 1), м

∑Lр = 14 / (2,5*1,4 +1) = 3,1 м

Длина отдельного воздушного промежутка.

Lрi = (13.5 – 2.5 dе) d, м

Lрi = (13,5 – 2,5*1,4)*0,245 = 2,5 м

Количество интервалов рассредоточения

nр = ∑Lр / Lр

nр = 3,1 / 2,5 = 1.

    Принимаем  отсутствие воздушный промежуток как целую часть отношения ( ∑Lр / Lр ).

   Длина  забойки рассредоточенного заряда.  

   Lзаб.р = Lзаб.(1 -  Lр / Lск ),

                  Lзаб.р =4 (1- 2,5/18) = 3,4 м

    Для  рассредоточенных зарядов  длина  забойки и длина колонки заряда  ВВ составляет..

LВВр = Lск - Lзаб.р - Lр , м

где   Lзаб.р – длина забойки ,м.;

          Lр  -длина колонки заряда ВВ ,м.

LВВр = 18 – 3,4 – 2,5 = 12,6 м

     При  рассредоточение колонки ВВ на две части длины верхней и нижней частей составляют:   

LВВрв = 0,35* LВВр , м

LВВрн = 0,65* LВВр , м,

где LВВрв , LВВрн – длинна верхней и нижней колонки ВВ, соответственно, м.

LВВрв = 0,35* LВВр = 0,35*12,6 = 4,4 м

LВВрн = 0,65* LВВр = 0,65*12,6 = 8,1 м

Масса скважинного заряда

Qскв =Р LВВ ,

где      Р – вместимость 1 м скважины, кг

           Р = 0,25 π d2 ρВВ ,

где     ρВВ - плотность ВВ, кг/м3

                     Р = 0,25 *3,14* 0,2452 *950 = 44,76 кг

Qскв = 44,76 * 14 = 627 кг

      Линия сопротивления по подошве уступа

Так как скважины приняты наклонного бурения,то W=в

        В – расстояние между рядами

5.2.5. Параметры сетки скважин.

Число рядов скважин

n=АБВР/в                                                                      

где     АБВР – ширина буровзрывной заходки, м;

           в – расстояние между рядами  скважин, м.

                   n = 18,3 / 6,6 = 2,7

Принимаем количество рядов скважин - 3

в = а /m ,

где     а – расстояние между скважинами в ряду, м;

           m – коэф. сближения скважин,

 m = 0,85 + 0,3 dе

          m = 0,85 + 0,3*1,4 = 1,27

           в = 10 / 1,27 = 5,6 м

 

где      hп – высота перебура, м

           hп = Lп sinβ

hп = 1 sin75 = 0,92 м

АБВР = 1,5*Rчу

где  Rчу  - наибольший радиус черпания на горизонте установки экскаватора ,м.

             АБВР  =1,5*9,04 = 13,6м

n=АБВР * m / а

            в = а / m

            а = ((Qскв   * АБВР  * m)/а) *( АБВР  * qпр (Н+hп)) -1

            а = (627*13,6*1,27*[13,6*0,7(15+0,92)] -1)^1/2= 10 м

   Принимаем уточненное значение АБВР 

            АБВР  = 5,6*3 =18 м

    Так как угол αо=45 ,то есть 30<=αо<=60 ,то принимаем прямоугольную сетку скважин.

5.2.6. Качество  подготовки пород взрывом

    Ширина развала взорванной породы

Вр = АБВР + ∆В – hо ctg α ,

где       ∆В – дальность взрывного перемещения породы, м;

hо – высота откольной зоны над подошвой уступа, м

    Дальность взрывного перемещения породы при порядной схеме КЗВ