Материал: Проектирование карьера в пределах Веретенинской залежи

В классификации Шешко Е.Ф. определяющим признаком системы принято направление перемещения вскрышных пород относительно фронта работ, способов перемещения их в отвал. В классификации Мельникова Н.Е. за основной признак системы принят сам способ производства вскрышных пород, включающий их механизацию. Время показало, что классификации Шешко и Мельникова оказались более удачными. Их создание содействовало техники развития открытых горных работ.

Акад. В.В. Ржевский основными признаками, характеризующими систему ОГР и структуру их комплексной механизации, предлагает считать направление выемки горной массы в плане и профиле карьерного поля и места размещения отвалов вскрышных пород.

В соответствии с этими признаками в предлагаемой классификации по развитию горных работ в профиле выделяют три группы систем разработки:

1)      сплошные - при разработке горизонтальных и пологопадающих
месторождений с постоянно рабочей зоной;

2)      углубочные - при разработке наклонных и крутопадающих
месторождений с перемещением рабочей зоны;

)        смешанные - при разработке сложноструктурных месторождений с переменным углом падения залежи.

По направлению движения горных работ в плане системы разработки могут быть: продольные, при которых однобортный или двубортный фронт добычных и вскрышных работ перемещается параллельно длиной оси карьерного поля:

) поперечные,

) веерные,

) кольцевые.

Система ОГР связана со схемами вскрытия. Правильно выбранная система разработки характеризуются высокой степенью соответствия ее конструкций и параметров, природными условиями месторождения. Это обеспечивает высокий уровень технико-экономических показателей его разработки.

На открытых работах наибольшее применение получила транспортная система разработки самых различных горно-геологических и климатических условий. Область применения сложной бестранспортной и транспортно- отвальной системы ограничивается горизонтальными и пологими месторождения при небольшой мощности вскрытия и полезного ископаемого. Применение сложной транспортно-отвальной системы с оборудованием непрерывного действия ограничиваются крепостью разрабатываемых работ. На месторождении с большой мощностью вскрыши применяется комбинированная система разработки из 2-х или нескольких систем, выбираемых в соответствии с горно-геологическими условиями залегания, свойствами пород и другими факторами.

В нашем варианте исходя из того, что рудное тело мощное, значительной протяженности и крутопадающее по классификации акад. Ржевского принимаем систему разработки углубочную с продольным однобортовым фронтом вскрышных и добычных работ, поскольку она наиболее полно отвечает условиям применения современной производительной техники и комплексной технологии.

Основные элементами системы разработки

1) высота уступа;

)        ширина рабочей площадки;

3)      ширина заходки;

)        углы откосов уступа и бортов карьера;

)        длина отдельных блоков и фронта работ;

)        скорость углубки.

Высота уступа

При выборе высоты уступа руководствуются условиями безопасности ведения ОГР, физико-механическими свойствами пород, типом погрузочного оборудования и его рационального использования.

При разработке вскрышных пород в качестве погрузочного оборудования принимаем ЭШ-10/50. В связи с низкой устойчивостью бортов, которые сложены осадочными породами, и на основании практических данных карьера МГОКа, принимаем высоту уступа на вскрыше -20 м., угол откоса 35. Эта высота уступа и угол откоса полностью согласовываются с параметрами экскаватора ЭШ-10/50.

На добыче используем экскаватор ЭКГ-8И. Величина максимально-допустимой высоты уступа при коэффициенте разрыхления 1,3 при средней кусковатости взорванной породы равна 18 м. Максимальная высота уступа регламентируется «Правилами технической эксплуатации». По условию Нmах=1,5Hчmах

Оптимальной высотой уступа следует считать высоту черпания Нч экскаватора. На добыче железистых кварцитов по данным практики в карьере МГОКа высоту уступа принимаем Ну=15 м., угол откоса - 75°

Ширина рабочей площадки

Рабочие площадки на горизонте предназначены для размещения горно-транспортоного оборудования. Панели и блоки при разработке мягких пород являются одновременно и заходками. Основной тип забоя драглайна торцовый. При выемке нижним черпанием драглайн располагается на кровле уступа, вне призмы возможного обрушения.

Максимальная ширина заходки драглайна:

Аmax=Rч=(sin w1+sin w2) ,

где w1=0 и w2=45 - углы разворота экскаватора от его оси при черпании.

В этом случае

А= Rч* sin w=49*0,71=34 м.

Минимальная ширина рабочей площадки

Шрп=L+Z+0.5*Сх+0.5*Т+Z,

где Z = 7 м - безопасное расстояние от бровки до экскаватора, а также расстояние от бровки до ж/д путей.

Сх = 14 м - ширина хода эксаватора.

Т = 8 м - ширина транспортной полосы.

L - расстояние от оси экскаватора до оси транспортных средств,

L=Rр*sin45=46*0.71=32 м.

Шрп,=32+7+7+4+7=57, принимаем 60м.

На добыче ширина рабочей площадки зависит от возможной ширины развала взорванных пород и условий движения автотранспорта Шрп на карьерах составляет 60-100 м и снижается в некоторых случаях до 40-45 м. Принимаем Шрп = 60 м.

Ширина транспортной бермы

Минимальная ширина транспортной бермы складывается из ширины кювета, транспортной полосы и полосы безопасности. Общая ширина транспортной бермы, при одном ж/д пути должна быть не менее 6,5м, а при двух путях 10,6м (практически принимается не менее 8 и 12 -14м.) принимаем -12м.

Скорость углубки

При однобортовой системе разработки наклонной залежи скорость углубки равна:

Уг =Qэк/Lб(врт+ вт +Шр.п.+1,5Ну(ctg + ctg 1)

Возможный темп углубления горных работ возрастает при увеличении производительности проходческого экскаватора и при уменьшении длины экскаваторного блока, высоты уступай ширины рабочей площадки. На практики темп углубления горных работ составляет 5-10 м/год при ж/д транспорте и до 15-20 м/год - при авто и конвейерном транспорте. Скорость углубки зависит также от трудности разработки пород, от запасов п.и. на горизонте, от возможной скорости продвигания фронта горных работ.

8 Буровзрывные работы

Принимаем сетку скважин

A = 10 м;

b = 8 м;

Определяем линию сопротивления по подошве

W=Н *сtg  + C =15*0.27+3=7 м,

где Н = 15 - высота уступа

 = 75˚- угол откоса уступа

С = 3 м - минимально допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа.

Объем взрываемого блока

Vб=Kрез*Пэсут

Vб=15*2364=35466 м3,

где Крез = 15 суток - коэффициент резерва.

Пэсут = 2364 м3 - суточная производительность экскаватора.

Длина бурового блока

Lб= м

где Aб - ширина буровой заходки

Aб =W+(пр-1 )*b=7+(3-1)*8=23 м,

где пр = 3 - количество рядов.

b = 8 - расстояние между рядами.

Длина скважины

Lскв=Ну+Lпер=15+1=16 м,

где Lпер = 1 м - длина перебура.

Выход горной массы с 1м скважины

м3

Количество скважин на блоке

Nскв=nскв *пр=10*3=30,

где nскв - количество скважин в ряду

nскв=

Количество блоков, взрываемых в год

129,

где Aгм- объем горной массы добываемой в год.

Определим скорость бурения СБШ-250МН

6 м/ч

где Р0 = 350 кН - осевое усилие

пв = 1,67 оборотов в сек. - скорость вращения

d = 0,25 м - диаметр долота.

Техническая производительность станка

5,33 м/ч,

где tпер=0,2 ч - время на переезды

tуст=0,1 ч - время на установку

Tскв - время бурения одной скважины

Tскв=2,7 ч

Эксплуатационная производительность станка

Пбэ =Пбт*[Тсм -(Тпз + Трп)]Kтг * (1 - Коп) = 5,33[12 -(0,5 + 0,05)]0,7*(1 -0,25) = 32 м/см

где Тсм = 12 ч - продолжительность смены;

Ттпз = 0,5 ч - время подготовительно-заключительных операций;

Трп = 0,05 ч - время рабочих перерывов;

Кп = 0,7 - коэффициент технологической готовности;

Коп = 0,25 - коэффициент организационных простоев.

Годовая производительность

Пбг=Пбэ*nсм*Тр=32*2*350=22400 м/год,

где nсм = 2 - количество смен в сутки.

Тр - число рабочих дней в году.

Тр=365-Тпр-Твых-Трем ,

где Тпр = Твых = 0 - число праздничных и выходных дней в году.

Трем = 15 - количество ремонтных дней в году

Тр=365-15=350

Годовой объем буровых работ

Б= м/год

Рабочий парк буровых станков

 - принимаем 4 станка,

где Kрез = 1,2 - коэф. Резерва при непрерывной работе.

Термическое бурение

Принимаем станок СБШ - 250 МНР

Техническая скорость

 м/ч

где  = 800 - коэф. Теплоотдачи породы;

С = 400 - теплоёмкость породы;

Х = 0,05 - корень транциндентного уравнения;

 = 1800 °С - температура газовой струи;

Тр = 400 °С - температура разрушения породы.

Время расширения одной скважины

ч,

где Кнк = 1 - коэф. учитывающий трудность бурения наклонных скважин.

tч = 0,15 - время на очистку скважины.

tв = 0,1 - время вспомогательных операций.

tб - время основного бурения.

tб=ч,

где = 8 м - длина котла.

Техническая производительность станка

 м/ч

Эксплуатационная производительность

 м/см

Годовая производительность

 м/год

Годовой объём работ

 м/год

Рабочий парк

 принимаем 2 шт.

9 Взрывные работы

Степень дробления породы взрывом зависит, прежде всего, от ее сопротивления действию взрыва, что характеризуется удельным расходом ВВ q(г/м3), необходимым для достижения заданного эффекта дробления.

Рассчитаем эталонный удельный расход эталонного ВВ:

г/м3

принимаем 500 г/м3.

класс - трудновзрываемые

Фактический удельный расход ВВ qф можно установить только после взрыва делением израсходованного количества ВВ на действительно взорванный объем породы. Показатель qф учитывается на предприятиях, и на его основе корректируется с учетом опыта взрывов в аналогичных условиях, возможный расход ВВ при очередных взрывах.

Вместе с тем любой взрыв должен быть выполнен по заранее составленному проекту. При этом пользуются проектным удельным расходом ВВ qп.

,

где Кд = 1,25 - коэффициент, учитывающий необходимую степень дробления.

Коп = 2,5 - коэффициент, учитывающий число открытых поверхностей.

Кз = 1 - коэффициент, учитывающий степень сосредоточения заряда.

Ку = 1 - коэффициент, учитывающий объем взрываемой породы.

Квв - переводной коэффициент по теплоте взрыва от граммонита 79/21 (штатного ВВ)

Для гранэмита И-50 Квн = 1,15

qп=400*1,1*1,25*2,5*1,15=1976 г/м3

Вместимость скважины на один метр

,

где d - диаметр скважины в дм.

- плотность ВВ

При d = 2,5 - без расширения

Р1=7,85*2,52*1,4=68,7 кг

Вместимость при котлах 4,8 дм.

Р2=7,85*4,82*1,4=253,2 кг

Длина заряда

Lзар=Lскв-Lзаб,

Lзаб=0,75W=0,75*7=5,25 м

Lзар=16-5,25=10,75 м

Принимаем Lзар=10 м

Определяем величину заряда в скважине

Q1=qп*а*WH

Q1=1,97*10*7*15=2068 кг

Величина заряда по условию вместимости

Q2=P1*2+P2*8=68,7*2+253,2*8=2163 кг

Q1=2068 кг<Q2=2163 кг

условия вместимости соблюдаются

Расход ВВ на блок

Q кг

Расход ВВ в год

кг

Расчет эксплуатационных параметров взрывного блока

Ширина развала при однорядном взрывании

где - коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту

= 1 - при вертикальных скважинах

КВ = 2,5 - коэффициент, характеризующий взрываемость породы

м

Ширина развала при многорядном короткозамедленном взрывании

где К3 - коэффициент дальности отброса взорванной породы, зависящий от величины интервала замедления.

Замедление

 - при многорядном взрывании.

мс

принимаем 35 мс

При таком замедлении К3 = 0,8

Вм=0,8*51,6+(3-1)*8=57,2 м

Высота развала

Нр=0,8Ну=0,8*15=12 м

Для получения минимальной ширины развала будем применять диагональную схему, при которой широкий навал образуется в одном углу серии, а основная масса породы перемещается в сторону заряда, взорванного первым: ширина развала при этом получается значительно меньше.

При такой схеме при расположении скважин по квадратной сетке фактически они взрываются по шахматной схеме с коэффициентом сближения скважин, равным двум. В результате этого улучшается дробление породы, и в массиве не образуется зон с пониженными напряжениями.

Средства взрывания

Способы взрывания зарядов группируются по средствам возбуждения детонации зарядов ВВ и последовательности (очередности) их взрывания.

По средствам возбуждения детонации зарядов ВВ различают три способа взрывания - огневой, электрический и с помощью детонирующего шнура или волноводов с усилителями.

Из этих трех способов взрывания в проекте к расчету принимаю третий способ взрывания - взрывание с помощью детонирующего шнура или волноводами с усилителями.

В настоящее время наибольшее распространение получила комбинированная система инициирования скважинных зарядов, когда промежуточные детонаторы изготовляются из системы СИНВ или ее аналогов, а поверхностная сеть изготовляется из детонирующего шнура.