Главная страница

Разработка открытого месторождения угля на участке. Разработка открытого месторождения угля на участке 7 разреза "Восточный" Экибастузского каменноугольного бассейна Содержание


Скачать 53.34 Kb.
НазваниеРазработка открытого месторождения угля на участке 7 разреза "Восточный" Экибастузского каменноугольного бассейна Содержание
Дата23.04.2018
Размер53.34 Kb.
Формат файлаdocx
Имя файлаРазработка открытого месторождения угля на участке.docx
ТипРеферат
#41972
страница3 из 3
1   2   3

5. Система разработки

Выбор системы разработки зависит от горно-геологических и горнотехнических условий.

Так как месторождение разрабатывается от лежачего бока (14о) к висячему (40о), то принимаем углубленную систему разработки с проходкой разрезной траншеи в почве пласта 3.

Способ вскрытия предопределяет вывозку вскрышных пород во внешний отвал.

В связи с интенсивным развитием добычи угля, необходимостью селективной выемки, рационально применение роторных экскаваторов. Поточная технология достигается на основе применения на выемочно-погрузочных работах машин непрерывного действия, а на транспортировании угля до усреднительно-погрузочного комплекса — конвейерного транспорта. По опыту разреза «Восточный» применяем экскаватор с повышенным усилием копания SRS (k)-2000.

На транспортировании угля до усреднительно-погрузочного комплекса, расположенного на дневной поверхности со стороны нерабочего борта разреза, принимаю разветвлённую систему ленточных конвейеров.

Разветвлённая система ленточных конвейеров состоит из отдельных элеметарных систем в которые входят: забойный, соединительный, подъёмный и магистральный конвейера. Каждая элементарная система образует элементарный грузопоток с определённым качеством угля. Конечная точка элементарного грузопотока — усреднительный склад полезного ископаемого, где формируется потребительское качество полезного ископаемого.

На основе применения поточной технологии каждая единица оборудования, соответственно процессам, выполняемым горными и транспортными машинами, представляет собой технологическое звено.

5. 1 Определение параметров элементов системы разработки на добычных работах

Количество единиц роторных экскаваторов типа SRS (k) — 2000 определяется по формуле

Nsrs =Кр * (Пи / Qsrs. г) = 1,2 * (14 000 000 / 5 860 000) = 2,4 (5. 1)

где Пи — проектная годовая производственная мощность по углю, т/год;

Кр = 1,2, коэффициент резерва производственной мощности;

Qsrs.г = 5 860 000, годовая производительность роторного экскаватора SRS (k) — 2000, т/год

С учётом выполнения годовых, средних и капитальных ремонтов, а также по условиям усреднения качества углей в штабелях принимаю 3 экскаватора.

При работе технологического комплекса непрерывного действия его теоретическая производительность рассчитывается на 20% больше производительности лимитирующего звена (роторного экскаватора SRS (k) — 2000).

Qтк = Кз * Qэт, м3(5. 2)

где Кз — коэффициент резерва мощности при работе одного экскаватора SRS (k) -2000 на одну конвейерную линию;

Qэт = 2604, техническая эксплуатационная производительность SRS (k).

Qтк= 1,2 * 2604 3124,8 т/час

Подъёмные конвейерные ставы рассчитаны на работу в следующем режиме. При работе одного роторного экскаватора на один подъёмный конвейер — один подъёмный угольный конвейерный став технической производительностью 2604 т/час.

Сменная эксплуатационная производительность комплекса оборудования определяется по лимитирующему звену (SRS (k) — 2000) по формуле

Qтк. см = Qsrs. ч * Кис * Кгк * Кз * Тсм, т/см (5. 3)

где Тсм=8, продолжительность смены, час;

Кис=0,83, время нетехнологических простоев;

Кгк=0,97, коэффициент готовности комплекса оборудования;

Кз=0,95, коэффициент, учитывающий зимние условия.

Qтк. см= 2604*0,83*0,97*0,95*8 =15 933т/см

Коэффициент использования одной конвейерной линии в течении смены определяется по формуле

Ксм = Тсм — Тпр / Тсм (5. 4)

где Тпр=1,34, суммарное время нетехнологических перерывов, час.

Ксм= 8 — 1,34 / 8 = 0,83

Годовая производительность роторного экскаватора SRS (k)-2000 можно определить по формуле

Qsrs.г = Qsrs * Ксм * Кгк *Кз * Тсм * n *Тэг, т/год (5. 5)

где Тэг = 234, среднее число суток работы экскаватора в году по поточной технологии, сут.

Qsrs.г = 3124 * 0, 7 * 0, 87 * 0,95 *3 * 234 *8 = 10 150 303,4 т/год

Среднее число суток работы роторного экскаватора по процессу принято по опытным данным технологического отдела разреза «Восточный».

Разработка угольных горизонтов роторными экскаваторами может производиться фронтальными, торцевым или тупиковым забоем.

Для уменьшения числа транспортных коммуникаций, уменьшения числа передвижек конвейерных линий и упрощения схем транспортирования угля планирую применение перегружателей следующих марок: BRs (k)-2000. 65; Ars (k) — 5500. 95.

Таблица 5. 1

Техническая характеристика SRS (k)-2000




Параметры

Показатели




Высота копания, м

28




Глубина копания, м

3,5




Максимальный вылет оси ротора, м

3,7




Радиус разгрузки, м

40,5




Диаметр ротора, м

11




Число ковшей

32




Ёмкость ковшей

0,315




Ширина конвейерной ленты, м

1,8




Установленная мощность, кВт

3520













Таблица 5. 2

Техническая характеристика перегружателей BRs (k)-2000. 65, Ars (k)-5500. 95




Параметры

Показатели BRs (k)-2000

Показатели ARs (k)-5500




Теоретическая производительность по разрыхленной горной массе

5500

5500




Вылет разгрузочной стрелы от оси машины, м

41,5

96




Угол поворота разгрузочной части, град.

220

220




Вылет приёмной стрелы, м

23,5

46




Высота разгрузки, м

2,5−14

5,5−32




Высота приёма, м

4−9,5

7−22




Ширина конвейерной линии, мм

2000

2000
















В работе технологических комплексов принимаю 1 перегружатель ARs (k)-5500. 95 и 1 перегружатель BRs (k)-2000. 65.

Ширину рабочей площадки роторного экскаватора работающего на конвейер производительностью 5989,2 т/час по схеме с оставлением резервной заходки определяется по формуле

Шрп = Аi+Zi+3C+Z+Ta+Ai'+Шпс, м (5. 6)

где С=1,безопасное расстояние между конвейерной линией и автодорогой;

Та = 4, ширина автодороги, м;

Аi' = 30, ширина резервной заходки, м;

Z — ширина бермы безопасности, м;

Zi — ширина предохранительной полосы, м;

Ai — ширина заходки SRS (k) — 2000, м;

Шпс — ширина приводной станции забойного конвейера.

Шрп = 50,4 + 7,5 + 3*1 + 12,5 + 4 + 6 +30 = 113,4 м

Наличие резервной заходки позволяет предотвратить жёсткую связь между работами на смежных уступах, без неё врезка в новую заходку на нижнем уступе невозможна без передвижки конвейера на верхнем.

При большой протяжённости фронта горных работ роторного экскаватора дополнительные полосы зимних запасов и резервные заходки могут не предусматриваться, если требуемые запасы размещаются в пределах одной заходки.

Полоса резервной заходки является и площадкой для перегона экскаватора при его работе с холостыми переходами вдоль фронта работ. Так для перегона экскаватора SRS (k) -2000 требется площадка шириной 30 метров.

Высота забоя (уступа) нижестоящего уступа, при разработке резервной заходкой ограничивается линейными параметрами перегружателя и погрузочного лотка (питателя) конвейера

Ну = Нра — Нл — Нб, м (5. 7)

где Нра — максимальная высота разгрузки ARS (k), м;

Нл — высота погрузочного лотка, м;

Нб — безопасный зазор между погрузочным лотком и стрелой ARS (k), м

Ну = 32 — 4 — 0,5 = 27,5 м

По условиям правил техники эксплуатации минимальный зазор между верхней бровкой уступа и стрелой перегружателя (при верхней погрузке на конвейер) должен быть не менее 1,5 метра.

Высота уступа по условиям безопасности для схем с верхней погрузкой перегружателем на конвейерный транспорт определяется по формуле

Ну = Нра — ((а/ ctg (j) * 2 + a*2) + ((Z +Шк / 2) / ctg (j)), м (5. 8)

где, а — безопасный зазор по правилам ПТЭ, м;

j — угол наклона стрелы при максимальной высоте разгрузки, градус;

Z -ширина бермы безопасности, м;

Шк — ширина полосы установки конвейерного става, м.

Ну = 32 — ((1,5 / ctg (16))*2 + 1. 52)+((3.1 + 12.5 / 2) / ctg (16)) = 25.4 м

Принимаю высоту разрабатываемого нижнего уступа равную 25 метрам.

Практический опыт показал, что при применении экскаваторов SRS (k) -2000 разработка угольных уступов высотой 28 метров не рациональна, так как сопровождается постоянным и интенсивным скатыванием с большой скоростью негабаритных кусков и обрушении внутризабойных заколов, которые образуются при ведении взрывных работ по рядам сетки скважин. Такая работа опасна, как для обслуживающего персонала, так и для оборудования. Исходя из выше изложенного принимаю как при работе на уровне стояния экскаватора SRS (k) -2000,так и при работе с верхней погрузкой в комплексе с ARs (k) на конвейерный транспорт высоту уступа равную 25 метрам.

Длина фронта уступов определяется размерами карьерного поля в плане, конечной и текущей глубиной карьера, принятой системой разработки.

Максимальное число добычных уступов при продольной однобортовой углубочной системе разработки определяется по формуле

Nуд = М / Шрп + Ну* (ctg (б) — ctg (в)), горизонтов (5. 8)

где М — горизонтальная мощность залежи, м;

ctg (б) — угол откоса добычного уступа, градус;

ctg (в) — угол падения залежи, градус;

Шрп — ширина рабочей площадки роторного экскаватора.

Nуд = 610/83,5 + 25* (ctg (70) + ctg (14)) = 2 горизонта

Принимаю 2 рабочих добычных горизонта

Интенсивность работ характеризуется скоростью подвигания экскаваторных забоев. Скорость подвигания торцевого забоя при ширине забоя и суточной производительности роторного экскаватора (Qsrs. сут) при погрузке на конвейерный транспорт составляет

Vп.з. = (Qsrs. сут / г) / (А * Ну), м/сут (5. 9)

Vп.з = (36 340 / 1,5) / (50,4 * 25) = 19,23 м/сут

Время отработки блока (заходки) определяется по формуле

tбл = Lбл. ср / Vп.з., сут (5. 10)

tбл = 3000 / 19,23 = 156 сут

Темп углубления горных работ определяется по формуле

Ур = Ну / tэт, м/год (5. 11)

где tэт — среднее время отработки одного этапа принимается время

отработки одного уступа по полезному ископаемому, год

tэт = Vэт / n * Qsrs. г, год (5. 12)

tэт = 28 708 125 / 1 * 5 860 000 = 2,6 года

Ур = 25 / 2,6 = 9,6 м /год

Скорость подвигания фронта добычных работ определяется по формуле

Vфр = Qsrs. г / (L бл * Ну *г), м/год (5. 13)

Vфр=5 860 000/3000*25*1,5=62м/год.

Для транспортировки угля применяется конвейерный транспорт с конвейерными линиями с производительностью 5250 м3/час. Для вывозки вскрыши применяем железнодорожный транспорт с тяговыми агрегатами ОПЭ-1, с думпкарами 2ВС-105.

Для полной стабилизации зольности выдаваемого из разреза угля необходимо внутрикарьерное усреднение, которое может быть достигнуто лишь при одновременной разработке пластов 1,3 или 2,3.

Коэффициент крепости углей по шкале Протодьяконова (1,5−4), разделяющие породные прослойки 5−6м, иногда до 10 м. Для разработки таких углей и породных прослойков необходимо производство буровзрывных работ.

На проектируемом карьере принимаем двухуступную систему разработки, что обеспечит наибольшую эксплуатируемость всего горнодобывающего комплекса.

По мере подвигания нижних уступов между блоками оставляют угольный целик, на котором размещены соединительные конвейера экскаваторов верхних уступов.

Ширина целика по верху определяется из безопасного размещения на нём двух конвейерных линий, автодороги и берм безопасности, и составит 32 м. При угле откоса 60о и высоте 25 м ширина его по низу будет равна 77 м. Длина целика в среднем будет составлять: мощность залежи за исключением расстояние, до которого может хватать параметров горнодобывающего комплекса, и в среднем будет равняться 350 м. Объём целика будет равен 375 375 м3.

Надобность в целике отпадает после отработки запасов угля верхних горизонтов. Поэтому отработку целика рекомендуется производить тем экскаватором, который последним закончит работы на верхнем горизонте.

К моменту отработки целика должны быть закончены работы по углубке траншеи для подъёмных конвейеров, и монтаж линий соединительных конвейеров.
1   2   3


написать администратору сайта