Расчёт параметров технологического процесса работы карьера по выемке горных пород

Содержание

Введение

. Горно-геологическая характеристика горных пород и выбор основного оборудования

. Специальная часть проекта. Выбор выемочно-погрузочного оборудования

. Общий режим работ и производительность карьера

. Подготовка пород к выемке

. Выемочно-погрузочные работы

. Транспортирование горной массы

. Отвалообразование

. Расчёт технологического графика работ на уступе

. Экономическая часть

Заключение

Введение

При заданных условиях залегания горных пород: небольшая глубина залегания полезного ископаемого, простая форма залежи, равнинная поверхность карьерного поля, близость населённого пункта, близость транспортных коммуникаций и расположение неподалеку источника электроэнергии, наиболее рационально будет выбрать открытую разработку месторождения.

Открытые горные работы обеспечивают высокую производительность рабочего оборудования при относительно низких капитальных вложениях, небольшой срок строительства и ввода в эксплуатацию предприятия, также данный способ разработки безопаснее других видов разработки месторождений (подземная разработка).

В процессы открытых горных работ входит подготовка пород к выемке, выемка пород, её транспортировка и отсыпка в отвал. Транспортирование породы в отвал осуществляется при помощи автомобильного транспорта. Данный вид транспорта выбран потому, что при заданной производительности карьера по горной массе (12,5 млн. тонн/год) и заданном расстоянии транспортирования (6,5 км) он наиболее эффективен, обеспечивает незначительные транспортные расходы, а его применение обеспечивает наиболее эффективное использование горного оборудования.

1. Горно-геологическая характеристика горных пород и выбор основного оборудования

Общий показатель трудности разрушения горных пород:

П_р=0,005К_тр(s_сж+s_р+s_сдв)+0,5g , (1.1)

где К_тр- коэффициент трещиноватости;

s_сж- предел прочности на одноосное сжатие, кгс/см²;

s_р- предел прочности на растяжение, кгс/см²;

s_сдв- предел прочности на сдвиг, кгс/см²;

g- плотность пород, кг/м³.

П_р=0,005*0,7*(900+50+210)+0,5*2,5=5,31

По трудности разрушения породы относятся ко II классу (легко разрушаемые скальные породы).

Показатель трудности бурения:

П_б=0,007(s_сж+s_сдв)+0,7g,          (1.2)

П_р=0,007*(900+210)+0,7*2,5=9,5

По трудности бурения породы относятся к II классу (средней трудности бурения).

Удельный эталонный расход эталонного ВВ.

q_э=0,02(s_сж+s_р+s_сдв)+2g,          (1.3)

q_э=0,02*(900+50+210)+2*2,5=28,2

По удельному эталонному расходу эталонного ВВ породы относятся к III классу (трудно взрываемые).

Производительность карьера по горной массе.

А_гм=А_р+А_вg;                                (1.4)

где А_р-производительность карьера по руде, млн.т;

А_в- производительность карьера по вскрыше, млн.м³;

А_гм=2,5+4*2,5=12,5 млн.т/год

По таблице 2.1 [2] выбираем экскаватор с вместимостью ковша 8 м³ и автомобильный транспорт грузоподъёмностью от 40 до 65 тонн. По вместимости ковша выбираем экскаватор ЭКГ-8И и соответствующий ему буровой станок, по таблице 2.3 [2], марки СБШ-250-3.

2. Специальная часть проекта. Выбор выемочно-погрузочного оборудования

В специальной части проекта рассмотрим выбор выемочно-погрузочного оборудования.

Произведем анализ двух вариантов моделей экскаваторов. По каждому из них выполним необходимые вычисления и дадим технико-экономическую оценку по величине приведенных затрат.

По годовой производительности карьера подбираем экскаваторы: ЭКГ-8И и ЭКГ-5.

Годовая производительность экскаваторов:

, (2.1)

где -сменная производительность экскаватора,

- число рабочих смен экскаватора в течение года, ед

Инвентарный парк экскаваторов:

, (2.2)

где Ав- годовая производительность карьера по вскрыше, тыс.

Величина единовременных вложений на приобретение, доставку, монтаж, включая затраты на кабель и комплекс запасных частей:

, (2.3)

где Бс- балансовая стоимость экскаваторов, тыс.руб

К=3×3936,5=11806,5(тыс.руб)

К=4×2127,5=8510(тыс.руб)

Выручка от реализации, тыс. руб.:

                             (2.4)

где Цо- оптовая цена 1т полезного ископаемого,

Ар- годовая производительность карьера по добыче, тыс.т

Р=2500×48=120000(тыс.руб)

Эксплуатационные расходы на добычу полезного ископаемого, тыс. руб.:

 (2.5)

где Сд- себестоимость 1т полезного ископаемого.

Зд=20×2500=50000(тыс.руб)

Эксплуатационные расходы на производство вскрышных работ, тыс. руб.:

 (2.6)

где Смэ- стоимость машиносмены вскрышного экскаватора

Амортизационные отчисления на реновацию вскрышного оборудования (тыс. руб.)

Зрв=К*nрен/100,

где nрен - норма реновации,%

Зрв=9,6*11806,5/100=1133,4(тыс. руб.)

Зрв=7,4*8510/100=629,7(тыс. руб.)

Таблица 2.1 Расчет чистой прибыли, тыс. руб.

Приведенные затраты:

Зпр=С+Ен×К, (2.7)

где С- годовые эксплуатационные расходы,руб.

Ен- нормативный коэффициент экономической эффективности инвестиций (0,10)

Зпр=119019,2+0,10*11806,5=120199,9(руб)

Зпр=101692,7+0,10*8510=102543,7(руб)

Полученные данные сводим в таблицу и выбираем наиболее рациональный.

Таблица 2.2:Технико-экономические показатели по сравниваемым вариантам

Проведя оценку двух экскаваторов, можно сделать вывод, что применение ЭКГ-8И наиболее рационально и требует меньших затрат, в соответствии с этим выбираем буровой станок - СБШ-250-3 с диаметром стандартного долота 269,9мм. Вид автотранспорта - БелАЗ с грузоподъемностью 40т.

3. Общий режим работ и производительность карьера

Режим работы карьера круглогодичный. Руководствуясь положениями института «Гипроруда» принимаем шестидневную рабочую неделю с двумя сменами в сутки. Число рабочих дней в карьере принимаем в зависимости от климатических условий (Средний климатический район). Для заданных условий- 300 дней в году (таблица 2.4 [2]).

Вычисляем месячную, суточную, сменную производительность карьера по добыче и вскрыше:

Месячная производительность карьера по добыче

П^д_мес=А_пи/n, т/мес                            (3.1)

где А_пи- годовая производительность карьера по горной массе, т/год;

n- число месяцев в году.

П^д_мес=12500000/12=1041666,7 т/год;

Месячная производительность карьера по вскрыше

П^вск_мес=А_вск/n, м³/мес                       (3.2)

где А_вск- годовая производительность карьера по вскрыше, м³/год;

П^вск_мес=4000000/12=333333,3 м³/год

П^вск_мес=10000000/12=833333,3 т/год

Суточная производительность карьера по добыче

П^д_сут=П^д_мес/2Т_см, т/сут                     (3.3)

где 2-количество смен в сутки;

Т_см- число рабочих часов в смену, час;

П^д_сут=1041666,7/2*8= 65104,2 т/сут

Суточная производительность карьера по вскрыше

П^вск_сут=П^вск_мес/2Т_см, м³/сут          (3.4)

П^вск_сут=333333,3/2*8=20833,3 м³/сут

П^вск_сут=833333,3/2*8=52083,3 т/сут

Сменная производительность карьера по добыче

П^д_см=П^д_сут/2, т/см                           (3.5)

П^д_см=65104,2/2=32552,1 т/см

Сменная производительность карьера по вскрыше

П^вск_см=П^вск_сут/2, м³/cм                     (3.6)

П^вск_см=20833,3/2=10416,7 м³/см

П^вск_см=52083,3/2=26041,7 т/см

4. Подготовка пород к выемке

Оптимальный размер куска взорванной горной массы

d_ср.о=(0,15-0,2), м   (4.1)

где Е- вместимость ковша, м³

d_ср.о=0,2*=0,4 м

Принимаем угол откоса рабочего уступа 85⁰, угол откоса уступа при погашении борта- 75⁰ (по таблице 1.40 [3]).

Используя рекомендации академика В.В.Ржевского и особенности устройства бурового станка СБШ-250 принимаем угол наклона скважины к горизонту равным 90⁰.

Диаметр скважины.

d_с=К_рсd_д, мм                                     (4.2)

где К_рс- коэффициент расширения скважины при бурении, К_рс=1,05 ( занятие 3 [5]);

d_д- диаметр долота, мм

d_с=1,05*269,9=283,4мм

Длина скважины

Длина перебура рассчитывается по формуле:

l_п=3d_сl_стр , м,                              (4.3)

где l_стр- средний размер структурного блока в массиве, м;

l_п=3*0,283*1,2= 1м

Длина скважины

L_скв=+l_п, м   (4.4)

где sina- угол наклона скважины к горизонту=90⁰;

L_скв=+1= 11м

Длина забойки для сплошного колонкового заряда

l_з=(20-35) d _скв, м                             (4.5)

l_з= 20*0,283=5,5м

Расчётная длина заряда

l_вв.р=L_скв-l_зр, м                                   (4.7)

l_вв.р=11-5,5=5,5 м

В соответствии со свойствами пород и присутствием обводнённости выбираем взрывчатое вещество.

Выбираем взрывчатое вещество - Акватол Т-20

Переводной коэффициент ВВ (К_вв) равный 1,28 (таблица 5.1 [5]).

Плотность ВВ (D) =1,27 г/см³ (таблица 5.1 [5]

Рассчитываем проектный удельный расход ВВ

q_п=q_эК_ввК_дК_т К_vК_зК_оп, гр/м³                   (4.8)

где q_э- удельный эталонный расход эталонного ВВ, кг/м³;

К_д- коэффициент, учитывающий трещиноватость пород;

К_v- коэффициент, учитывающий влияние объёма взрываемой породы;

К_з- коэффициент, учитывающий степень сосредоточения заряда;

К_оп- коэффициент, учитывающий местоположения заряда и число открытых поверхностей взрываемой части массива;

Значение К_д устанавливается по формуле:

К_д=0,5/d_ср.о                                                           (4.9)

где d_ср.о- оптимальный размер куска взорванной горной массы, м

К_д=0,5/0,4=1,25

Коэффициент К_т устанавливается для конкретных условий

К_т=1,2l_стр+0,2                            (4.10)

где l_стр- средний размер структурного блока в массиве, l_стр=1,2м ( таблица 5.2 [5])

К_т=1,2*1,2+0,2=1,64

Величина К_v находится по формуле:

К_v=     (4.11)

где Н- высота уступа, м

К_v==1,14

Коэффициент К_з=1,25 (занятие 5 [5])

Коэффициент К_оп=7 (занятие 5 )

q_п=0,0282*1,28*1,25*1,14*1,25*7=0,450 кг/м³

Рассчитываем проектный удельный расход ВВ, используя методику «Гипроруды».

q_п¹=q_эК_ввК_дкК_сз,                            (4.12)

где q_э- удельный расход эталонного ВВ, q_э=0,75 кг/м³ (таблица 5.2 )

К_дк- поправочный коэффициент, учитывающий средний оптимальный размер кондиционного куска породы, К_дк=1,43 (таблица 5.3 );

К_сз- поправочный коэффициент, учитывающий расчётный диаметр скважины, К_сз=1,20 (таблица 5.4 );

q_п¹=0.75*1.28*1.43*1.20=1,65 кг/м³

Для дальнейших расчетов принимаем наибольшее значение q_п =1,65 кг/м^3.

Выбираем сплошной колонковый заряд (см. рис.1).

Линия сопротивления по подошве.

W_р=53К_вd_скв, м          (4.13)

где b- угол наклона скважины к горизонту, град;

К_в- коэффициент, учитывающий взрываемость пород и равный1 для трудно взрываемых пород;

d_с- диаметр скважины, м;

m- коэффициент сближения зарядов, для трудно взрываемых пород- 0,9;

W_р=*53*1*0,283*=9 м

Линия сопротивления по подошве с учётом требования безопасности ведения буровых работ у бровки уступа

W_б=b_п+Н_у(ctga-ctgb), м              (4.14)

где b_п- ширина призмы возможного обрушения, м;

a- угол откоса рабочего уступа, град;

Ширина призмы возможного разрушения

b_п=Н_у(ctga_у-ctga), м                    (4.15)

где a_у- угол устойчивого откоса уступа (угол при погашении бортов), град;

b_п=10*(ctg75-ctg85)=2 м

W_б=2+10*(ctg85-ctg90)=3 м

Для дальнейших расчётов принимаем W_р=9 м.

Параметры сетки скважин

Расстояние между скважинами в ряду

а=mW, м                                      (4.16)

где m- коэффициент сближения зарядов

а=0,9*9=8,1»8 м

Расстояние между рядами скважин при шахматной сетке скважин

b=0.85a, м                                   (4.17)

b=0,85*8=6,8»7 м

Смотри рис.1

Ширину буровой заходки

А_б=W+b(n_р-1), м                            (4.18)

где n_р- число рядов скважин.

А_б=9+7*(4-1)=30 м

Вместимость ВВ в скважине

p=7,85d_скв²D, кг/м                          (4.19)

где d_скв- диаметр скважины, дм;

p=7,85*2,83²*0,9=56,6 кг/м

Проверка расчётной массы заряда на вместимость

Масса заряда в первом ряду

Q^,_з=q_пWaH_у, кг                            (4.20)

Q_з=1,65*9*8*10=1188 кг

Масса заряда в последующих рядах

Q^,,_з=q_пabH_у, кг                             (4.21)

Q^,,_з=1,65*8*7*10=924кг

Масса заряда по условиям вместимости заряда в скважину

Q_вв=pl_вв, кг                                   (4.22)

где l_вв- длина заряда в скважине, м;

Q_вв=56,6*5,5=311,3 кг

Условие Q^,_з(Q^,,_з)£Q_вв не выполняется, значит расчётная масса заряда ВВ не удовлетворяет массе заряда по вместимости. Изменяем сетку скважин с 8*7 на 4*3,5.

Масса заряда в первом ряду

Q_з=1,65*4,5*4*10=297 кг

Масса заряда в последующих рядах

Q^,,_з=1,65*4*3,5*10=231кг

Теперь условие выполняется.

Объём взрываемого блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой

V_бл=Q_см.эn_смn_д, м³                                          (4.23)

где Q_см.э- сменная производительность экскаватора (таблица 7.1 [5]), м³/см;

n_см- число рабочих смен экскаватора в течении суток, ед;

n_д- обеспеченность экскаватора взорванной горной массой, для средних районов 15-20 суток;

V_см.э=1750*2*17=59500 м³

Длина взрывного блока

L_бв=, м    (4.24)

L_бл==396,7 м

Число скважин в одном ряду

n^,_скв=+1, шт.   (4.25)

n^,_скв=+1=100 шт.

Скорректированная длина блока

L_{б скор}=n_сквa-1, м  (4.26)

L_{б скор}=100*4-1=399 м

Скорректированный объём блока

V_бл=L_{б скор}[W+b(n_р-1)], м³          (4.27)

V_бл=399[4,5+3,5*(4-1)]h=59850 м³

Расход ВВ на блок

Q^,_вб=q_пV_бл, кг            (4.28)

Q^,_вв=1,65*59850=987525 кг

Расход ВВ на блок исходя из расчётной массы скважинного заряда по условиям вместимости

Q^,,_вб=n^,_сквn_рQ_вв, кг                         (4.29)

Q^,,_вб=100*4*311,3= 124520кг

Сопоставив Q^,_вб и Q^,,_вб для дальнейших расчётов принимаем наибольший расход ВВ на блок равный 987525 кг.

Оптимальный интервал замедления

t=KW, мс                                    (4.30)

где К- коэффициент, зависящий от взрываемости породы, для трудновзрываемых пород К=1,5-2,5.

t=1,6*4,5=7,2+25%=9 мс

Принимаем пиротехническое реле РП-8 с замедлением 10 мс.

Выход горной массы с одного метра скважины

f=, м³/м (4.31)

f==13,6м³/м

По рекомендации М.Ф. Друкованного (таблица 8.2 [5]) принимаем диагональную схему с клиновым врубом (см. рисунок 3).

По схеме коммутации (рисунок 3) определяем величину угла между линией верхней бровки уступа и линией расположения одновременно взрываемых рядов скважин (Y)

0⁰ < Y < 90⁰.

Средняя скорость полёта кусков породы

V_с=4370-1050l_ср, м/с    (4.32)

где l_ср- средний размер структурного блока в массиве, м;

V_с=4370-1050*1, 2=3110м/с

Начальная скорость полёта кусков породы

V_о=2V_с () ^0,5n1, м/c    (4.33)

где q₁- удельный расход ВВ по первому ряду кг/м³;

q₁₌h_оq_п, кг/м³                                                (4.34)

где h_о- коэффициент, учитывающий фактическое состояние откоса уступа, h_о=0,75 (занятие 8 [5]);

q₁=0, 75*1, 65=1, 23кг/м³

Значение показателя степени n₁ определяется по формуле:

n₁=1, 35-0,06l_ср                                          (4.35)

n₁=1, 35-0, 06*1, 2=1, 28

V_о=2*3110*() ^{0, 5*1, 28}=43,9м/с

Высота откольной зоны над подошвой уступа

h_о=0,5(l_вв-l_пер), м                        (4.36)

h_о=0,5*(5,5-1)=2,25м

По таблице 8.3 для горизонтальных скважин максимальная дальность взрывного перемещения породы при взрывании на подобранный откос уступа составляет DВ_о=25 м.

Дальность взрывного перемещения при принятой схеме коммутации

DВ_Y=DВ_о(0,73+0,27cos2y), м  (3.37)

DВ_y=25*(0,73+0,27cos2*45)=18,25 м

Общая ширина развала горной массы

В_р=А_б+DВ_y-h_оctga, м                (3.38)

В_р=30+25-2,25*ctg85=54,8м

Параметры развала отображены на рисунке 4.

Ширина нормальной экскаваторной заходки

А_э=(1,5-1,7)R_чу, м                      (3.39)

где R_чу- радиус черпания экскаватора на горизонте установки;

Для ЭКГ-8И R_чу=12,2 м

А_э=1,5*12,2=18,3 м

Число заходок, за которое отрабатывается развал:

t=, шт.  (3.40)

где Аэ- ширина заходки экскаватора, м

Вр- ширина развала взорванной горной массы, м

t==3 заходки

Высота развала в первой точке, м:

 ,                (3.41)

где t- число заходок, за которое отрабатывается развал;

n - отношение буровой заходки к профилю развала;

n===0, 55 (3.42)

h1 = 0.5*0.55*10(3-0.55)= 8,1 м

Высота развала в каждой последующей точке, м:

 (3.43)

, ,

, ,

, ,

, ,

, ,

Смотри рис.3

Средний коэффициент разрыхления в профиле развала

К_р=0,5(3-n³)        (3.44)

К_р=0,5*(3-0,55³)=1,4

Расход ДШ на скважину

L_дi=L_с+L₁+L₂, м  (3.45)

где L_с- длина скважины, м;

L₁- количество ДШ, необходимое для присоединения промежуточного детонатора, 1-1,5 м;

L₂- количество ДШ, необходимое для соединения концевиков ДШ с магистралью, 1-1,5 м;

L_дi=11+1,5+1,5=14 м

Общее число скважин в блоке

N_с=n^,_сквn_р, шт.      (3.46)

N_с=100*4=400 шт.

Расход ДШ на блок

L_дш=+2L_ш, м        (3.47)

где L_ш- длина магистральной линии ДШ, для принятой схемы инициирования с учётом дублирования магистральной сети (рисунок 3)

L_ш=6500 м.

L_дш=400*14+2*6500=18600 м

Количество ЭД для инициирования ДШ в блоке равно 2 ед.

Расход промежуточных шашек-детонаторов на блок

N_ш=N_cn_ш, шт.      (3.48)

где n_ш- расход шашек-детонаторов на скважину, n_ш=1 шт.

N_ш=400*1=400 шт.

Годовой расход ВВ и средств инициирования

Годовой расход ВВ:

Р^г_вв=q_пQ_г, кг/год (3.49)

где q_п- проектный удельный расход ВВ, q_п=1,65 кг/м³;

Q_г- годовая производительность карьера по горной массе в метрах кубических;

Р^г_вв=1,65*5000000=8250000 кг/год

Годовой расход ДШ:

Р_г^дш=Q_г, м/год       (3.50)

где V_бл- скорректированный объём блока, м³;

Р_г^дш=*5000000=1553884,7 м/год

Годовой расход пиротехнических реле РП-8:

Р^г_рп-8=Q_г, шт./год          (3.51)

Р^г_рп-8=*5000000=16708 шт./год

Годовой расход шашек-детонаторов:

Р^г_ш-д=Q_г, шт./год   (3.52)

Р^г_ш-д=*5000000=33417 шт./год

Годовой расход ЭД:

Р^г_эд=Q_г, шт./год     (3.53)

Р^г_эд=*5000000=167 шт./год

По величине годового расхода ВВ выбираем зарядную машину марки МЗ-4А грузоподъёмностью 25 тонн, производительностью 500 кг/мин, подача ВВ к скважине осуществляется шнеком, обслуживается одним человеком.

Сменная производительность зарядного агрегата

Q_за=, т/см        (3.54)

где Т_пр- время производственной работы за смену, Т_пр=7,2 часа;

G_б- грузоподъёмность зарядного агрегата, G_б=25 тонн;

V- скорость движения машины, V=20 км/час;

t_гр- время загрузки агрегата, t_гр=0,5 часа;

k- коэффициент, учитывающий время переездов машины между скважинами и подготовки к заряжанию, k=1,5;

Q_зс- средняя масса заряда, кг;

Q_зс=, кг         (3.55)

где Q_вб- расход ВВ на блок, кг

Q_зс==2468,8 кг

t_з- время заряжания одной скважины, ч

t_з=, ч      (3.56)

где Q_п- производительность подающего механизма зарядного агрегата, кг/мин;

Q_зс- средняя масса заряда, тонн;

t_з==0,08 часа

Q_за=99,2

По таблице 9.3 в соответствии с выбранной зарядной машиной выбираем забоечную машину с условием, чтобы их грузоподъёмности примерно совпадали. Выбираем ЗС-2М грузоподъёмностью 11 тонн, производительностью 1700 кг/мин, с двумя бункерами и вместимостью каждого бункера 4,4 м³, заполняет за 8 часов 140 скважин.

Инвентарный парк зарядных и забоечных машин при односменной работе.

Количество зарядных машин:

N_зар.м=, шт.        (3.57)

где Д_рк- число рабочих дней карьера в течении года, Д_рк=300 дней;

N_зар.м=»1 машина

Количество забоечных машин

N_заб.м=, шт      (3.58)

где А_гм- производительность карьера по горной массе, м³;

N_заб.м=»1 машина

Сменная производительность бурового станка

Q_б=, м/см        (3.59)

где Т_см- продолжительность смены, Т_см=8 часов;

Т_пер - длительность ежесменных перерывов в работе 0,9-1,3 ч.

t_в- длительность вспомогательных операций, t_в=0,03-0,07 часа;

V_б- техническая скорость бурения, м/час;

V_б», м/час    (3.60)

где P_о- усилие подачи, кН;

n_о- частота вращения бурового става, с^-1;

d_д- диаметр долота, м;

V_б»=24,4 м/ч

Q_б==75, 8 м

Теоретическая производительность СБШ-250-36 составляет 105 м за смену, что отличается от расчётной более, чем 10% , поэтому для дальнейших расчётов принимаем производительность, равную 105 метров за смену.

Годовая производительность бурового станка

Q^г_б=Q_бN_р.см, м/год        (3.61)

где N_р.см- число рабочих смен бурового станка, N_р.см=425;

Q^г_б=105*425=44625 м/год

Инвентарный парк буровых станков

N_б.ст.и=, шт.       (3.62)

где f- выход горной массы с одного метра скважины, м³/м;

N_б.ст.и==9 станков

Средний размер кондиционного куска в соответствии с вместимостью ковша экскаватора

d^¢_к=0,525, м   (3.63)

где Е- вместимость ковша экскаватора, м³;

d^¢_к=0,525=1, 05 м

По среднему линейному размеру кондиционного куска и категории пород по трещиноватости принимаем выход негабарита 13% (таблица 9.7 [5]).

Для разрушения негабарита применяем механический способ с помощью гидроударника «Раммер» С22 производительностью 60 м³/cм, т. к. в данных условиях возможно их применение и они являются более безопасными нежели взрывные способы разрушения.

Общий выход негабарита

А_н=, м³       (3.64)

где P_н- выход негабарита, %;

A_н==6500 м³

Парк установок для разрушения негабарита

N_ур=, шт.  (3.65)

где Q_ур- сменная производительность установки, м³/см;

N_см- число рабочих смен установки в течении года, N_см=480;

N_ур==0,3»1 машины

Радиусы опасных зон при проведении массовых взрывов:

По разлёту кусков породы

r_разл=1250h_з, м      (3.66)

где h_з- коэффициент заполнения скважины ВВ:

h_з=,     (3.67)

h_з==0,5

h_заб- коэффициент заполнения скважин забойкой, h_заб=1,0;

f- выход горной породы с одного метра скважины, м³/м;

d- диаметр скважины, м;

а- расстояние между скважинами в ряду, м;

r_разл=1250*0,5*=433,5 м

По сейсмическому воздействию

r_с=, м    (3.68)

где К_г- коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого здания, К_г=12 [6];

К_с- коэффициент, зависящий от типа здания и характера застройки, К_с=1 [6];

a- коэффициент, от условий взрывания, a=0,8- для рассредоточенного взрывания [2];

N- количество скважин, ед;

Q- масса ВВ на блок, кг;

r_с==213,8 м

По действию ударной волны на застекление

r_с=65, м        (3.69)

где Q_э - эквивалентная масса заряда, кг.

, кг           (3.70)

Q_э=12*56,7*0.283*0.004*3=2,31 кг

r_с=65*=98,8 м

Основные мероприятия, обеспечивающие безопасность взрывных работ:

1. Перед началом заряжания на границах опасных зон должны быть выставлены посты, обеспечивающие её охрану;

2.       Люди, не занятые на заряжании блока, должны быть выведены из опасной зоны лицом технического надзора или помощником мастера;

.        Должны подаваться звуковые сигналы: предупредительный, боевой, отбой;

.        Пропуск людей к месту взрыва может разрешаться лицом технического надзора;

.        При производстве взрывов в тёмное время суток дополнительно к звуковым подаются световые сигналы - ракетами;

.        При обнаружении отказавшего заряда выставляют отличительный знак. Сведения о наличии отказов записываются в специальный журнал. Ликвидацию отказов ведут по указаниям лиц технического надзора;

.        Запрещается производить взрывные работы в тёмное время суток при недостаточном освещении;

.        Запрещается производить взрывные работы во время грозы.

5. Выемочно-погрузочные работы

Расчет производим для выбранного ранее экскаватора ЭКГ-8

Относительный показатель трудности экскавации

П_эр=0,022[gd_ср+0,1s_сдв+],         (5.1)

где g-плотность пород, т/м³;

d_ср- средний размер кусков в развале, см;

К_р- коэффициент разрыхления в развале;

П_эр=0,022*[2,5*40+0,1*210+]=3,95

Фактический показатель трудности экскавации

П_эм=П_эрК_вК_тп,                                 (5.2)

где К_в- коэффициент, учитывающий вид ВПМ, К_в=1,0 (таблица 6.2 [1]);

К_тп- коэффициент влияния типоразмеров мех.лапаты, К_тп=0,97 (таблица 8.1 [1]);

П_эм=3,95*1,0*0,97=5,3

Класс пород по экскавируемости-II.

Паспортная производительность экскаватора

Q_п=, м³/час        (5.3)

где Е- вместимость ковша экскаватора, м³;

t_цп- паспортная продолжительность рабочего цикла, t_цп=26 сек;

Q_п==960 м³/час

Продолжительность черпания мехлопат, сек.

t=194*+,сек. (5.4)

t=194*+=9,3сек.

Для среднего угла поворота под разгрузку (β=120) продолжительность поворотов, сек.

t= t*,сек. (5.5)

где b- фактический угол поворота экскаватора, b_ф=120 град;

b_п- паспортный угол поворота экскаватора, b_п=90 град;

t- паспортное время поворота экскаватора, t= 19 сек

t= 19 *= 25, 3 сек.

Минимальная продолжительность рабочего цикла принятого экскаватора, сек.

Т= t+ t+ t, (5.6)

где t- продолжительность разгрузки ковша мехлопаты в транспортные сосуды, сек.

Т=9,3+25,3+2,7=37,3сек.

Техническая производительность экскаватора

Q_тех=, м³/час      (5.7)

где К_тв- коэффициент учитывающий технологию выемки, при использовании настилов (К_тв=0,8);

Т- фактическая продолжительность цикла, сек;

Q_тех==388,5 м³/час

Для значения К=1,5 относительный показатель трудности экскавации

П_эр=0,022*[2,5*40+0,1*210+]=2,73

Действительный показатель трудности экскавации

П_эм=2,73*1,0*0,97=2,6

Величина коэффициента, учитывающего несоответствие между фактической трудностью экскавации пород в сложном забое и принятым расчетным показателем П

J =  = 2, 04

Эффективная производительность экскаватора

Q_эф=Q_техК_потК_у, м³/час (5.8)

где К_пот- коэффициент, учитывающий потери за счёт просыпания из ковша, К_пот»0,9;

К_у- коэффициент, учитывающий степень автоматизации процесса управления экскаватором, К_у=0,85;

Q_эф=388, 5*0, 9*0, 85=297, 2 м³/час

Сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м³/см.

Q_экс =Q_эф *Т*К*К (5.9)

где К-коэффициент использования выемочной машины на основной работе(К=0,7)

Q_экс =297, 2*8* 0, 95 *0, 7=1581, 1 м³/см.

Годовая эксплуатационная производительность экскаватора

Q^г_экс= Q_экс *N_р.см, м³/год           (5.10)

где N_р.см - число рабочих смен экскаватора в год, N_р.см =800

t_см- продолжительность смены, час;

Q^г_эс= 1581, 1*800=1264880 м³/год

Инвентарный парк экскаваторов

N_э=, штук     (5.11)

N_э= =3, 9»4 экскаватора

Основные мероприятия по безопасной работе экскаватора в соответствии с требованиями «Единых правил безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом»

1. Исправность машины должна проверятся ежесменно машинистом экскаватора, еженедельно механиком участка и ежемесячно механиком карьера. Все результаты проверки должны заноситься в журнал технического осмотра экскаватора.

. Находящееся в работе оборудование должно быть в исправном состоянии и снабжено действующими сигнальными устройствами.

. Запрещается производить смазку машин и механизмов вручную при работе экскаватора.

. Запрещается использование открытого огня для разогрева масел и воды.

. Все горные работы должны производиться в соответствии с паспортом утверждённым главным инженером предприятия.

. Смазочные и обтирочные материалы должны храниться в специальных ящиках.

. Хранение на горных машинах бензина и других легковоспламеняющихся жидкостей запрещено.

. Экскаватор должен быть оборудован средствами пожаротушения.

6. Транспортирование горной массы

Определяем относительный показатель трудности транспортирования породы.

,(6.1)

где W - влажность породы;

n - содержание глинистых частиц в породе;

В - коэффициент, учитывающий продолжительность транспортирования породы;

С - коэффициент влияния низких температур.

0,6*2,5+5*0,40*(1+0,01*210)+20*0,3*0,1*1,3*1,45=8,8

 (6.2)

С=1-0,025* t = 1-0.025*(-18) = 1,45 (6.3)

Классифицируем породы по трудности транспортирования

П_т=8,8, такие породы относятся к весьма трудно транспортируемым.

Выбираем модель автосамосвала БелАЗ-548А с грузоподъемностью 40т.

Определяем количество ковшей породы, загружаемой в кузов каждого транспортного средства.

 (6.4)

 (6.5)

где n_к.г и n_к.о - количество ковшей породы, загружаемой в транспортный сосуд;

q - грузоподъемность транспортного средства, т;

V - вместительность его кузова, м³.

шт.

Находим фактические грузоподъемность и вместимость кузова транспортного средства.

      (6.6)

       (6.7)

Устанавливаем коэффициенты использования грузоподъемности (К_q) и вместимости (К_v).

(6.8)

(6.9)

Расчетная скорость движения принятой модели автосамосвала V_дв=25 км/ч.

Определяем интервал следования автомобилей.

       (6.10)

где а - допустимое расстояние между машинами при их остановке, м (а=2м);

l_a - длина машины, м;

t_д - время реакции водителя, ч;

L_т - длина тормозного пути, м.      

Вычисляем пропускную способность автодорог при однополосном движении груженых машин (машин/час)

,    (6.11)

где n - число полос движения;

К_н - коэффициент неравномерности движения.

Устанавливаем расчетную пропускную способность автодороги при дополнительном коэффициенте резерва К_рез=0,85.

  (6.12)

Находим провозную способность капитальной траншеи (т).

          (6.13)

Рассчитываем необходимый сменный грузооборот карьера.

       (6.14)

W_а>M_н , следовательно, расчетные значения подходят.

Вычисляем отношение паспортной грузоподъемности (q, т) автосамосвала к вместимости (V, м³) его кузова.

       (6.15)

Т.к., , то эксплуатационные ведем по фактической грузоподъемности (q_ф) транспортного средства.

Определяем время погрузки одного автосамосвала.

(6.16)

где К_н.в - коэффициент наполнения кузова самосвала, К_н.в=1,15;

К_р.в - коэффициент разрыхления породы в кузове, К_р.в=1,1;

Находим среднее время движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях.

          (6.17)

где l₁, l_{2 ,} l₃ - протяженность участка путей с одинаковыми транспортными условиями, км;

- средние скорости движения поезда на этих участках, км/ч.

=6,1 мин

Рассчитываем время оборота автосамосвала.

        (6.18)

где t_р - время разгрузки автосамосвала, мин;

t_з - время задержек и маневров, мин.

Определяем коэффициент, учитывающий трудность транспортирования породы.

Вычисляем сменную эксплуатационную производительность автосамосвала.

(6.19)

где К_и - коэффициент использования автосамосвала во времени в течении смены;

т/см.

Находим рабочий парк автосамосвалов, принимая организацию движения по открытому циклу.

     (6.20)

=22,3»22 машины

Определяем суточный пробег автосамосвала при двухсменном режиме его работы.

L_сут=, км(6.21)

L_сут==13,4км/сут.

Вычисляем инвентарный парк автосамосвалов.

(6.22)

где  - коэффициент технической готовности автопарка (=0,94).

Основные правила безопасности на автотранспорте:

1. Скорость и порядок движения автомобилей устанавливается руководством предприятия, с учетом местных условий.

2. Проезжую часть дороги внутри карьера ограждают от призмы обрушения земляным валом или защитной стенкой высотой не менее 0,1 метра.

3. Все места погрузки и разгрузки, а так же внутрикарьерные дороги с активным движением освещают в темное время суток.

4. На линию разрешен выпуск только исправных машин.

5. Обгон на карьерных дорогах запрещен, за исключением тракторных средств.

6. Разрешен проезд в кабинах лиц технического надзора и отдельных рабочих с письменного разрешения администрации.

7. Движения автомобиля к пункту разгрузки разрешается только после разрешающего сигнала машиниста экскаватора.

8. При отсутствии козырька над кабиной водителя, водитель обязан выйти при погрузке, и находится за пределами радиуса действия ковша экскаватора.

9. При работе в карьере запрещается движение автомобиля с поднятым кузовом. Движение задним ходом на расстоянии более 30 метров, за исключением проходки траншеи.

10. Запрещается производить запуск двигателя, используя движение под уклон.

11. Площадка в пункте погрузки и разгрузки должен быть горизонтальным (допускается уклон не более 0,01) с размерами достаточными для маневрирования.

7. Отвалообразование

горный порода карьер экскаватор отвалообразование

В соответствии с выбранным видом транспорта (авто), принимаем бульдозерный способ отвалообразования. В соответствии с заданными породами в основании и способом отвалообразования угол откоса отвала=36⁰, а высота отвала 15 метров.

Определяем удельную приемную способность отвала, м³/ч.

    (7.1)

где - коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова;

b - ширина кузова выбранного автосамосвала, м.

=6,1 м³/час

Годовая производительность по вскрыше 4 млн.м³ , следовательно, принимаю бульдозер марки Д-358А.

Исходя из того, что в рассматриваемом варианте породы устойчивые, выбираем периферийное отвалообразование, т.к. оно экономичнее вследствие меньших объемов планирования и дорожных затрат.

На отвале целесообразно выделить несколько участков и поочередно вести их отсыпку и планировку.

Находим длину отвального участка по условиям планировки.

    (7.2)

где Q_б - сменная производительность бульдозера ;

Определяем количество одновременно разгружающихся автосамосвалов.

, шт(7.3)

где А_в - годовой грузооборот карьера по вскрыше, т;

t_р.м - продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала на отвале, мин.

машина

Вычисляем длину отвального участка по условиям беспрепятственной разгрузки автомашин.

    (7.4) 

где t_рм- время разгрузки автомобиля, м

=3,1 м

Для составления паспорта отвала принимаю наибольшее значение L= 90,2 м

Рассчитываем объем бульдозерных работ на отвале

 (7.5)

=0,3 -коэффициент заваленности верхней площадки ( на устойчивом основании)

Находим инвентарный парк отвальных бульдозеров

(7.6)

где К_инв - коэффициент, учитывающий количество бульдозеров, находящихся в ремонте.

=2,5 » 3 бульдозера

Определяем общую длину отвального фронта

      ( 7.7)

В соответствии с требованиями единых правил безопасности разгрузочные площадки на отвалах должны иметь предохранительную стенку (вал) высотой не менее 1,0 м - для автосамосвалов грузоподъемностью свыше 10 т. В целях повышения уровня безопасности принимаем вал высотой 1,5метра.

Смотри рис.5

Основные требования правил безопасности при отвальных работах:

1. Работа на отвале производится согласно проекту установленному предприятием.

2. Если появляются признаки оползневых явлений, все работы на отвалах прекращают до разработки и утверждения, специальных мер безопасности.

3. Безопасную разгрузку автомашин вблизи бровки должен обеспечивать предохранительный вал высотой не менее 1 метр.

4. При отсутствии породного вала запрещается подъезд автосамосвалов к бровке ближе, чем на 5 метров.

5. При планировке отвала подъезд бульдозера к бровке откоса разрешен только отвалом вперед.

6. На отвалах должны вывешиваться предупредительные знаки об опасном нахождении людей на откосах отвалов, вблизи их основания и в местах разгрузки транспортных средств.

8.Расчет технологического графика работ на уступе

Поперечная площадь развала

S_р = К_рс[W + b(n_р-1)] h, (8.1)

Вариант 1: S_p = 1,3[7+5*(4-1)]*10 = 286 м².

Графически определяем площадь поперечного сечения развала из рисунка 4.

S_p =190+126=316 м².

Вычислить сменное подвигание забоя по каждой заходке.

, (8.2)

где Y_cм - сменной подвигание забоя , м ;

S_i - поперечная площадь i - той заходки, м²;

Q_эс - сменная производительность экскаватора, м³.

Вариант 1: 1 - ая заходка м

- ая заходка м

Затраты времени на отработку первой заходки.

, (8.3)

где К_оэ - доля отработанной части заходки к началу планируемого периода.

см

Затраты времени на отработку второй заходки.

см

Время на перегон экскаватора к началу заходки

, (8.4)

где V_э - скорость передвижения экскаватора, V_э =450 м/ч;

K_пп - коэффициент, учитывающий потери времени в связи с необходимостью переключения машин к источникам электроснабжения, K_пп = 0,6 - 0,7.

см

Продолжительность бурения скважин.

, (8.5)

где f - выход горной массы, м³ ;

П_бс - сменная производительность бурового станка.

Вариант 1: см.

Затраты времени на зарядку и забойку скважин.

, (8.6)

, (8.7)

где Q_вб и Q_зб - расход ВВ (кг) и забоечного материала (м³);

П_зм и П_забм - сменная производительность зарядной (кг) и забоечной (м³) машин.

см

см

Затраты времени на монтаж взрывной сети

, (8.8)

г

де N_вм - норма времени на монтаж сети из 100 зарядов, N_вм = 6 чел.ч. (таблица 6.2. [8]);

F - количество взрывников.

см.

Время необходимое на проверку сети.

, (8.9)

где N_сер - количество серий заряда, ед;

N_вв - норма времени на производство взрыва, N_вв = 0,55 чел. ч (таблица 6.2 [8]);

N_зам - расход РП - 8 на блок;

N_вз - норма времени на установку 100 РП - 8 , N_вз =2,0чел.ч (таблица 6.2 [8]).

см

Затраты времени на производство всего комплекса взрывных работ.

Т_вв = (Т_з + Т_заб)К₁ + Т_м + Т_в + Т_пр, (8.10)

где К₁ - коэффициент совмещения зарядки и забойки скважины, К₁ = 0,8 - 0,9;

Т_пр - время, необходимое для проветривания блока, Т_пр = 0,1 (таблица 6.1 [8]).

Вариант 1: Т_вв = (0,84 +0,9)*0,8 +0,17+0,87+0,1 =2,5 см.

Время необходимое для отгона экскаватора.

, (8.11)

см

Время необходимое для отгона бурового станка

, (8.12)

см.

Технологический график показан на рисунке 6.

9. Экономическая часть

Для расчета общих капиталовложений по производству, приводим сводную таблицу 9.1 по капитальным затратам на приобретение оборудования и строительство транспортных коммуникаций.

Расчет амортизационных отчислений на реновацию.

Таблица 9.1 Сводные капитальные затраты на приобретение и строительство транспортных коммуникаций

Так как эксплуатационные затраты равняются 20-30% от капитальных затрат, получаем:

Расчёт годовых эксплуатационных затрат

Стоимость годового расхода ВВ

Выручка от реализации полезного ископаемого, рассчитывается по формуле:

=                                    (9.1)

где Цо - оптовая цена 1т полезного ископаемого, руб;

Ар - годовая производительность карьера по добыче, тыс. т.

Эксплутационные расходы на добычу полезного ископаемого, рассчитывается по формуле:

                                    (9.2)

где С_д - себестоимость одной тонны полезного ископаемого, руб./т.

Эксплуатационные расходы на производство вскрышных работ, рассчитывается по формуле:

                                                                  (9.3)

ЭКГ-5:       

ЭКГ-8:       

Таблица 9.2 Расчёт чистой прибыли, тыс. руб.

Простая норма прибыли:

,                                                                       (9.4)

где Пч - чистая годовая прибыль, тыс.руб

К - общий объём инвестиций, тыс.руб

ЭКГ-5:                

ЭКГ-8:                

Срок окупаемости инвестиций:

,                                                                       (9.5)

ЭКГ-5:                

ЭКГ-8:                

Разница между вариантами ЭКГ-5 и ЭКГ-8и незначительна, принимаем вариант, который более прост по технологии и технически надежен. Принимаем ЭКГ-8и

Заключение

В данном курсовом проекте рассчитали два варианта модели экскаватора, а также провели расчет по экономическому обоснованию этих вариантов, по результатам которого окончательно был выбран экономически выгодный вариант.

Принята следующая технология производственных процессов: подготовка пород к выемке буровзрывным способом, бурение скважин осуществляем буровым станком СБШ-250-36 в количестве девяти единиц, а также приняли механизированное заряжание и забойку скважин по одной машине на зарядку и забойку.

Способ разрушения негабарита с помощью накладных зарядов.

Инвентарный парк экскаваторов ЭКГ-8И составил четыре единицы, при этом транспортирование горной массы организовали автотранспортом БелАЗ-548А. Приняли бульдозерное отвалообразование.