КУРСОВАЯ РАБОТА. Пояснительная записка к курсовому проекту по дисциплине "процессы открытых горных работ" студент группы гос193
Скачать 1.34 Mb.
|
Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Кузбасский государственный технический университет имени Т.Ф. Горбачева» Кафедра горного дела и техносферной безопасности Пояснительная записка к курсовому проекту по дисциплине "ПРОЦЕССЫ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ" Выполнил: студент группы ГОс-193 Линник Максим Сергеевич Руководитель старший преподователь Аксененко Виталий Владимирович Белово 2018
Содержание
Введение Открытый способ разработки полезных ископаемых является наиболее перспективным в экономическом, технологическом и социальном отношениях. Благодаря развитой индустриальной базе и значительным запасам полезных ископаемых, расположенных близко к земной поверхности, этим способом в настоящее время добывается примерно ¾ общего объёма твёрдого материального сырья, потребляемого народным хозяйством страны. Это касается руд чёрных и цветных металлов, угля, горно-химического сырья, строительных горных пород. Прогрессивный открытый способ разработки полезных ископаемых получит дальнейшее развитие при значительном улучшении экономических показателей на основе совершенствования техники, технологии и организации горного производства, внедрения передового отечественного и зарубежного опыта, природоохранных и ресурсосберегающих технологий. Целью курсовой работы является изучение технологических процессов, расчёт параметров технологических схем. Поставленная цель достигается путём решения следующих задач: - закрепление теоретических основ изучаемой дисциплины путём самостоятельного решения взаимосвязанных инженерных задач по подготовке, выемке, перемещению, отвалообразованию вскрышных пород и складированию полезного ископаемого в заданных условиях; - выработка навыков использования практических и справочных материалов, достижений в области производства, а также личных наблюдений в период практики; - развитие практических навыков работы на ПЭВМ при решении трудоёмких инженерных задач; - анализ взаимосвязи принятых технологических и технических решений и их влияние на технико-экономические показатели работы горнодобывающего предприятия. 1. Краткая горно-геологическая и горнотехническая характеристика месторождения Поверхность поля разреза представлена равниной. Продуктивные отложения на участке повсеместно перекрыты рыхлыми отложениями, мощность которых 17,8 метров. Углы падения пластов угля не превышают 35°. В принятых границах участков к обработке подлежат пласты, средняя мощность которых составляет 22 метра. Плотность угля – 1,26 т/м3. Вскрышные породы участка характеризуются небольшой трещиноватостью: их плотность для наносов составляет 2,17 т/м3, для скальных пород – 2,41 т/м3. Горные работы на карьере заключается в подготовке пород к выемке, выемке горных пород, перемещении и складировании горной массы. Весь этот комплекс горных работ можно разделить на взаимосвязанные между собой процессы: - подготовка горных пород к выемке; - выемочно-погрузочные работы; - перемещение горной массы; - складирование полезного ископаемого и отвалообразование вскрышных пород. Режим работы предприятия – непрерывный: 3 смены по 8 часов в течение 357 суток. Буровые работы ведутся в течение 300 суток в 2 смены, взрывные работы в одну смену в светлое время суток. Технико-экономические показатели по предприятию: Годовой объем добычи полезного ископаемого 2,3 млн. т. Годовой объем вскрышных пород, млн. м3: - наносов 3,2; - коренных пород 10,8; Вид транспорта – автомобильный. Дальность транспортирования 3,8 км. Выемочно-погрузочное оборудование ЭКГ-10. 2. Подготовка горных пород к выемке 2.1 Выбор типа бурового станка Процессы открытых горных работ Выбор бурового станка определяется на основании среднего диаметра отдельности и прочности сжимающих пород по формуле:
где de– средний диаметр естественной отдельности, м; Gсж – прочность сжимающих пород (Gсж=86), МПа. (м) Выбор категории пород по блочности по таблице 1.2[1] Так как средний диаметр естественной отдельности в массиве равен 1,72 м, а прочность вмещающих пород (Gсж) равна 73 МПа то мы выбираем III категорию пород по блочности.
Следовательно данные породы относятся к III категории по блочности. Исходя из категории пород по блочности и вместимости ковша экскаватора (5 м3), принимаем рациональное значение диаметра скважины по таблице 2.1. Из рекомендуемого диапазона диаметров скважин выбираю на основании принципа: чем выше категория пород по блочности, тем меньше диаметр скважины. Рациональные значения диаметров скважин Таблица 2.1
Так как породы являются крупноблочными, то (по табл. 2.1) из интервала диаметров скважин (0,160-0,216) выбираем и бурим скважины меньшим диаметром, т.е. d=0,170 (м). ). Уклон скважин принимаем равным β=75˚, так как имеем породы III категории по блочности. По таблице 2.2 [1] выбираю тип бурового станка. Технологическая характеристика бурового станка Таблица 2.2
Для пробуривания скважин диаметром 0,17 м принимаю буровой станок марки СБШ-160/200-40. 2.2 Выбор взрывчатых материалов В соответствии с «Перечнем взрывчатых материалов, оборудования и приборов взрывного дела, допущенных Госгортехнадзором России к постоянному применению» [3], гидротехнологическими свойствами взрываемых пород (высота столба воды в скважине hв=4 метров) принимаю тип ВВ – Гранулит АС-8 и средства взрывания, технологическая характеристика которых приведена в таблице 2.5, а характеристика ВВ в таблице 2.4. Тип ВВ, рекомендуемый для применения на открытых работах Таблица 2.3
Переводной коэффициент и плотность ВВ Таблица 2.4
По таблице 2.5 [1] выбираю средства инициирования ВВ. Средства инициирования зарядов ВВ Таблица 2.5
2.3 Обоснование проектной величины удельного расхода ВВ Рациональную степень взрывного дробления при транспортной технологии определяю по формуле:
где Zр – рациональная степень взрывного дробления пород; Пвв – показатель относительной эффективности ВВ =1+1,722 (110,25+0,79)-1=2,1 м Удельный расход ВВ обеспечивающий Zp определяю по формуле:
где q – удельный расход ВВ, кг/м3; d – диаметр скважин (d=0,17), м. кг/м3 Величину проектного удельного расхода ВВ определяют с учётом обводнённости пород: где qпр – проектный удельный расход ВВ, кг/м3; hв – высота воды в скважине, м; H – высота уступа, м; Высоту уступа определяю из выражения:
где Нчтах – максимальная высота черпания (Нчтах=10,3), м. (м) Для обеспечения оптимальной высоты развала, принимаю высоту уступа H =12 метров. 2.4 Расчет параметров расположения скважинных зарядов ВВ К основным параметрам расположения скважинных зарядов относят длину скважин, величину перебура, размеры и конструкцию заряда, длину забойки, массу заряда ВВ в скважине, расстояния между скважинами и рядами скважин, линию сопротивления по подошве и число рядов. Длину скважины определяю по формуле:
где L – длина скважины, м; - угол наклона скважины к горизонту ( =750), град;LП – длина перебура, м.
3 м Минимальную длину забойки при ведении взрывных работ с перебуром определяю по формуле:
где Lзаб – длина забойки, м; Lзаб=0,87+11,3*0,170,75*1,72-0,5*(950*10-3)0,5=3,09 м Длину колонки заряда ВВ определяю по формуле:
13,2-3,09=10,11 м Массу скважинного заряда определяю по формуле:
Линия сопротивления по подошве уступа при наклонном расположение скважин равна: 2 Wб - линия сопротивления по подошве уступа по условиям обеспечения безопасности бурения первого ряда скважин, м; - минимальное допустимое расстояние от верхней бровки уступа до ближайшей точки опоры бурового станка , м ,01(м) Минимально допустимое расстояние от верхней бровки уступа до ближайшей точки опоры бурового станка, м 2 Ширина буровзрывной заходки:
где Rчу- наибольший радиус черпания на горизонте установки экскаватора, м Принимаем b=5 метров, тогда число рядов скважин будет изменяться в пределах: n= = 3,3 шт Так как число рядов скважин лежит в пределах (2,71-3,07) шт, то принимаем n=3. Тогда ширина буровзрывной заходки при n=3: А расстояние между скважинами в ряду: где hп – высота перебура, м; hn = 0,87*sin75 = 0,84м 6,1 больше 5 то есть условие a≥b выполняется. Окончательно принимаем: Wн=6(м); n=3 шт.
Принимаю шахматную сетку скважин, так как угол между направлением максимальной скорости упругой волны в массиве и линией откоса уступа равен 65 градусов (из задания). 2.5 Качество подготовки пород взрывом Качество взрывной подготовки вскрышных пород оценивают двумя показателями: кусковатостью взорванной горной массы (средним диаметром куска взорванной горной массы или степенью дробления и выходом негабарита) и параметрами развала, включающими его размеры, форму и коэффициент разрыхления породы. Проектную ширину развала взорванной горной породы определяю по формуле:
где Вр – ширина развала взорванной породы, м; Дальность взрывного перемещения породы (м) зависит от схемы КЗВ, при порядной схеме КЗВ ( ) ее определяют по формуле: – дальность взрывного перемещения породы, м; ho - высота отдельной зоны над подошвой уступа, м.
где – дальность взрывного перемещения породы при порядной схеме КЗВ (короткозамедленное взрывание), м; - угол наклона плоскости, на которой формируется развал ( =0)град; g - ускорение свободного падения (g=9,8), м/с; o - начальная скорость полета кусков горной массы при массовом перемещении породы, м/с.
где hз – высота колонки заряда, м; М - мощность нижележащей толщи (М=0)м.
где – скорость смещения частиц на стенке зарядной полости, м/с; q1 - удельный расход ВВ для скважин первого ряда, кг/м3; п1 - показатель степени.
; где – коэффициент, учитывающий фактическое состояние откоса уступа (𝜂=0,75 так как Н=12 м); h0= 0,5*(12,9-0,54) = 6,18м P1=20,82*(ctg75-tg0)*sin2(75)/9,8 =11,7 м м) +40,1-7,6 =56 (м) Данная схема КЗВ не обеспечивает проход экскаватора по развалу за 2 прохода. Дальность взрывного перемещения породы при других схемах КЗВ определяю по формуле:
где – угол между линией верхней бровки уступа и линией расположения одновременно взрываемых скважин, град. Дальность взрывного перемещения породы при различных схемах КЗВ и углах определяю по формулам: - при диагональной схеме КЗВ и
18+29,27-7,6 =45,3(м) Данная схема КЗВ не обеспечивает проход экскаватора по развалу за 2 прохода. - при поперечной схеме КЗВ и
+18,45-7,6 =34,4 (м) Данная схема КЗВ обеспечивает проход экскаватора по развалу за 2 прохода, т.к. Принимаю поперечную схему КЗВ, ширина развала составит Bp=34,4 м. В этом случае развал будет убран за 2 заходки экскаватора. Форму развала при М=0 и Рс=0 описываю следующим образом: - высота развала по линии последнего ряда скважин определяется по формуле:
- высота развала в произвольной точке Х по ширине развала определяется по формуле:
где х – относительное расстояние от нижней бровки массива горных пород до произвольной точки, в долях единиц.
Среднее значение коэффициента разрыхления Кр определяю по формулам: - в профиле развала:
- при взрывании в полном зажиме Кр = 1+0,5*0,56(1,72+0,56)-1 = 1,12 Качество дробления определяю по формулам: - средний диаметр dср куска взорванной горной породы: (м) - выход негабаритной массы по ковшу экскаватора (в долях единицы):
где хн – линейный размер негабарита, м
Так как при взрыве выход негабарита очень мал, вторичное дробление не произвожу. 2.6 Определение размеров опасных зон Расчет размеров опасных зон и допустимой величины массы одновременно взрываемого заряда производят в соответствие с требованиями ПБ 113-407-01 “ЕПБ при взрывных работах”. Определяют радиусы следующих опасных зон: сейсмического действия взрыва; действия ударной волны УВВ; разлета кусков породы при взрыве. 2.6.1 Расчет расстояний, опасных по разлету кусков породы Расстояние, опасное для людей по разлёту кусков породы при взрывание скважинных зарядов: Коэффициент заполнения скважины ВВ: η3= =0,76 ηзаб= =1, так как свободная от заряда верхняя часть скважины полностью заполнина забойкой. (м) Так как расчетное значение ( ) округляется в большую сторону до значения, кратного 50 м, то принимаем 2.6.2 Расчет радиуса опасной зоны по действию ударной воздушной волны Безопасное расстояние по действию ударной волны при взрыве ( для зданий и сооружений определяется, как где - коэффициент пропорциональности, значения которого зависят от массы мгновенно взрываемого заряда, а также степени допустимых повреждений зданий; Qc - общая масса мгновенно взрываемого заряда ВВ Qc=N Qскв Qc=24 =21266 (кг) Где N-число мгновенно взрываемых скважин в одной серии N≤ N≤ (шт) Чтобы N было кратно числу рядов скважин n=3 принимаем N=96. 2.6.3 Расчет расстояний, опасных по сейсмическому действию взрыва Безопасное расстояние (ri,м) до охраняемого объекта определяется по формуле: где Kг - коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого объекта; Kc- коэффициент, типа здания и характера застройки Для того чтобы определить Qc и N необходимо последовательным умножением Qскв на количество скважин от 1 до N подобрать такое значение N, при котором удовлетворяется условие rc≤ Принимаем N=96 мгновенно взрываемых скважин в одной. 2.7 Организация проведения массового взрыва. Взрывчатые материалы на массовый взрыв выписывают по наряд путевке на старшего взрывника и доставляют в соответствии с «ЕПБ при ВР». Доставленные ВВ размещают по скважинам в количестве и ассортименте согласно проекту массового взрыва. Находящиеся на блоке ВМ и заряженные скважины необходимо охранять вооруженной охраной или проинструктированными рабочими при обязательном искусственном освещении в темное время суток. После начала монтажа, перед осуществлением массового взрыва осуществляют вывод людей за пределы опасной зоны и выставление постов охраны этой зоны. Ответственный руководитель взрыва, получив письменные донесения лиц, ответственных за выполнение отдельных операций и убедившись в выполнении мероприятий, перечисленных в распорядке проведения массового взрыва, дает указание на взрыв. При производстве массового взрыва обязательно применение звуковых сигналов, которые должны быть хорошо слышны на границах опасной зоны. После выполнения взрыва ответственный руководитель организует осмотр взорванного блока с принятием мер, предотвращающих отравление газами проверяющего персонала. Допуск людей в карьер и к месту взрыва производят согласно порядку принятому на предприятии утвержденному техническим руководителем карьера, но после рассеивания пылевого облака и полного восстановления видимости. Контроль за наличием отказов после массового взрыва, их регистрацию и ликвидацию необходимо осуществлять в соответствии с требованиями «ЕПБ при ВР». После уборки породы из взорванного блока все технико-экономические показатели по взрыву подлежат систематическому анализу. 2.8 Механизация вспомогательных работ К вспомогательным работам при бурении и взрывании скважин относятся планировка площадок, уступов для передвижения и установки буровых станков, доставка к месту работ бурового инструмента и материалов, перемещения бурового оборудования с уступа на уступ, погрузочно-разгрузочные работы на складах взрывчатых материалов (ВМ); транспортирование ВВ к месту заряжения и забойка скважин. Для планировки площадок уступов используются бульдозеры. При взрывании площадок уступов, сложенных крепкими породами, иногда применяют небольшие буровые установки для обуривания неровностей. Доставка бурового инструмента, запасных частей и материалов осуществляется на специальных автомашинах или железнодорожных платформах, оборудованных погрузочно-разгрузочными средствами. Погрузочно-разгрузочные работы на складах ВМ (выгрузка мешков и ящиков ВВ из вагонов), транспортирование их на склад и укладка на стеллажи и в штабели, снятие мешков и ящиков с ВВ со стеллажей и транспортирование их к узлам растаривания или разгрузки на средства транспорта для доставки к месту взрыва осуществляется с использованием самоходных аккумуляторных тележек и малогабаритных аккумуляторных погрузчиков. Для заряжения скважин применяю гравитационную зарядную машину М3-8. Выбранная характеристика гравитационных зарядных машин Таблица 2.6
В качестве забоечного материала используем песок, мелкий щебень, «хвосты» обогатительных фабрик и т.п. 2.9 Расчет производительности буровых станков Сменную производительность бурового станка определяю по формуле:
где Qсм.б – производительность бурового станка, м3/см Тсм – продолжительность смены (Тсм=8), ч Тпз – время на выполнение подготовительно-заключительных операций в течение смены , ч Тр – время на личные надобности, ч; tв – время на выполнение вспомогательных операций, приходящихся на 1 м скважины (Тв=0,022-0,03), ч; Сумму Тпз и Тр берем из интервала (0,9-1,5) ч. Принимаем tв=0,025 ч/м tо – время на выполнение основных операций, приходящихся на 1 м скважины, ч. , ч; - техническая скорость бурения скважин, м/c Так как имеем станок шарошечного бурения, то =18 м/с: (м3/см) |