Расчёт параметров технологического процесса работы карьера по выемке горных пород

Тип работы:
Дипломная
Предмет:
Геология


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

Содержание

Введение

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

2. Специальная часть проекта. Выбор выемочно-погрузочного оборудования

3. Общий режим работ и производительность карьера

4. Подготовка пород к выемке

5. Выемочно-погрузочные работы

6. Транспортирование горной массы

7. Отвалообразование

8. Расчёт технологического графика работ на уступе

9. 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:

Пр=0,005Ктр(сж+р+сдв)+0,5 , (1. 1)

где Ктр— коэффициент трещиноватости;

сж— предел прочности на одноосное сжатие, кгс/см2;

р— предел прочности на растяжение, кгс/см2;

сдв— предел прочности на сдвиг, кгс/см2;

— плотность пород, кг/м3.

Пр=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:

Пб=0,007(сж+сдв)+0,7, (1. 2)

Пр=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.

qэ=0,02(сж+р+сдв)+2, (1. 3)

qэ=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.

Агмрв; (1. 4)

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

Ав— производительность карьера по вскрыше, млн. м3;

Агм=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=33936,5=11 806,5(тыс. руб)

К=42127,5=8510(тыс. руб)

Выручка от реализации, тыс. руб. :

(2. 4)

где Цо— оптовая цена 1 т полезного ископаемого,

Ар— годовая производительность карьера по добыче, тыс. т

Р=250048=120 000(тыс. руб)

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

(2. 5)

где Сд- себестоимость 1 т полезного ископаемого.

Зд=202500=50 000(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*11 806,5/100=1133,4(тыс. руб.)

Зрв=7,4*8510/100=629,7(тыс. руб.)

Таблица 2.1 Расчет чистой прибыли, тыс. руб.

Наименование позиции

ЭКГ-5

ЭКГ-8И

1Выручка от реализации п.и.

120 000

120 000

2 Эксплуатационные затраты на добычу п.и.

50 000

50 000

3 То же на производство вскрышных работ

46 670

23 480

4 Прочие эксплуатационные расходы

19 334

14 696

5 Маржинальная прибыль

3996

31 824

6 Накладные расходы и плановые накопления

799,2

6364,8

7 Прибыль от операций

3196,8

25 459,2

8 Амортизационные отчисления на реновацию оборудования

1133,4

629,7

9 Балансовая прибыль

4330,2

26 088,9

10 Налог на прибыль

1082,6

6522,2

11 Чистая прибыль

3247,6

19 566,7

Приведенные затраты:

Зпр=С+ЕнК, (2. 7)

где С— годовые эксплуатационные расходы, руб.

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

Зпр=119 019,2+0,10*11 806,5=120 199,9(руб)

Зпр=101 692,7+0,10*8510=102 543,7(руб)

Полученные данные сводим в таблицу и выбираем наиболее рациональный.

Таблица 2. 2: Технико-экономические показатели по сравниваемым вариантам

Наименование

ЭКГ-5

ЭКГ-8И

Капитальные затраты, руб.

11 806,5

8510

Годовые эксплуатационные расходы, руб.

119 019,2

101 692,7

Приведенные затраты, руб.

120 199,9

102 543,7

Приведенные затраты, %

10 12 019 990

10 254 370

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 269,9 мм. Вид автотранспорта — БелАЗ с грузоподъемностью 40 т.

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

Пдмеспи/n,т/мес (3. 1)

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

n— число месяцев в году.

Пдмес=12 500 000/12=1 041 666,7 т/год;

Месячная производительность карьера по вскрыше

Пвскмесвск/n,м3/мес (3. 2)

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

Пвскмес=4 000 000/12=333 333,3 м3/год

Пвскмес=10 000 000/12=833 333,3 т/год

Суточная производительность карьера по добыче

Пдсутдмес/2Тсм, т/сут (3. 3)

где 2-количество смен в сутки;

Тсм— число рабочих часов в смену, час;

Пдсут=1 041 666,7/2*8= 65 104,2 т/сут

Суточная производительность карьера по вскрыше

Пвсксутвскмес/2Тсм, м3/сут (3. 4)

Пвсксут=333 333,3/2*8=20 833,3 м3/сут

Пвсксут=833 333,3/2*8=52 083,3 т/сут

Сменная производительность карьера по добыче

Пдсмдсут/2, т/см (3. 5)

Пдсм=65 104,2/2=32 552,1 т/см

Сменная производительность карьера по вскрыше

Пвсксмвсксут/2, м3/cм (3. 6)

Пвсксм=20 833,3/2=10 416,7 м3/см

Пвсксм=52 083,3/2=26 041,7 т/см

4. Подготовка пород к выемке

Оптимальный размер куска взорванной горной массы

dср. о=(0,15−0,2), м (4. 1)

где Е- вместимость ковша, м3

dср. 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.

dсрсdд, мм (4. 2)

где Крс— коэффициент расширения скважины при бурении, Крс=1,05 (занятие 3 5);

dд— диаметр долота, мм

dс=1,05*269,9=283,4 мм

Длина скважины

Длина перебура рассчитывается по формуле:

lп=3dсlстр , м, (4. 3)

где lстр— средний размер структурного блока в массиве, м;

lп=3*0,283*1,2= 1 м

Длина скважины

Lскв=+lп, м (4. 4)

где sin- угол наклона скважины к горизонту=900;

Lскв=+1= 11 м

Длина забойки для сплошного колонкового заряда

lз=(20−35) d скв, м (4. 5)

lз= 20*0,283=5,5 м

Расчётная длина заряда

lвв. р=Lскв-lзр, м (4. 7)

lвв. 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 (Квв) равный 1,28 (таблица 5.1 5).

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

Рассчитываем проектный удельный расход ВВ

qп=qэКввКдКт КvКзКоп, гр/м3 (4. 8)

где qэ— удельный эталонный расход эталонного ВВ, кг/м3;

Кд— коэффициент, учитывающий трещиноватость пород;

Кv- коэффициент, учитывающий влияние объёма взрываемой породы;

Кз— коэффициент, учитывающий степень сосредоточения заряда;

Коп— коэффициент, учитывающий местоположения заряда и число открытых поверхностей взрываемой части массива;

Значение Кд устанавливается по формуле:

Кд=0,5/dср. о (4. 9)

где dср. о— оптимальный размер куска взорванной горной массы, м

Кд=0,5/0,4=1,25

Коэффициент Кт устанавливается для конкретных условий

Кт=1,2lстр+0,2 (4. 10)

где lстр— средний размер структурного блока в массиве, lстр=1,2 м (таблица 5.2 5)

Кт=1,2*1,2+0,2=1,64

Величина Кv находится по формуле:

Кv= (4. 11)

где Н- высота уступа, м

Кv==1,14

Коэффициент Кз=1,25 (занятие 5 5)

Коэффициент Коп=7 (занятие 5)

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

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

qп1=qэКввКдкКсз, (4. 12)

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

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

Ксз— поправочный коэффициент, учитывающий расчётный диаметр скважины, Ксз=1,20 (таблица 5.4);

qп1=0. 75*1. 28*1. 43*1. 20=1,65 кг/м3

Для дальнейших расчетов принимаем наибольшее значение qп =1,65 кг/м3.

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

Линия сопротивления по подошве.

Wр=53Квdскв, м (4. 13)

где — угол наклона скважины к горизонту, град;

Кв— коэффициент, учитывающий взрываемость пород и равный1 для трудно взрываемых пород;

dс— диаметр скважины, м;

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

Wр=*53*1*0,283*=9 м

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

Wб=bпу(ctg-ctg), м (4. 14)

где bп— ширина призмы возможного обрушения, м;

— угол откоса рабочего уступа, град;

Ширина призмы возможного разрушения

bпу(ctgу-ctg), м (4. 15)

где у— угол устойчивого откоса уступа (угол при погашении бортов), град;

bп=10*(ctg75-ctg85)=2 м

Wб=2+10*(ctg85-ctg90)=3 м

Для дальнейших расчётов принимаем Wр=9 м.

Параметры сетки скважин

Расстояние между скважинами в ряду

а=mW, м (4. 16)

где m- коэффициент сближения зарядов

а=0,9*9=8,18 м

Расстояние между рядами скважин при шахматной сетке скважин

b=0. 85a, м (4. 17)

b=0,85*8=6,87 м

Смотри рис. 1

Ширину буровой заходки

Аб=W+b(nр-1), м (4. 18)

где nр— число рядов скважин.

Аб=9+7*(4−1)=30 м

Вместимость ВВ в скважине

p=7,85dскв2, кг/м (4. 19)

где dскв— 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

Qз=qпWaHу, кг (4. 20)

Qз=1,65*9*8*10=1188 кг

Масса заряда в последующих рядах

Q,з=qпabHу, кг (4. 21)

Q,з=1,65*8*7*10=924кг

Масса заряда по условиям вместимости заряда в скважину

Qвв=plвв, кг (4. 22)

где lвв— длина заряда в скважине, м;

Qвв=56,6*5,5=311,3 кг

Условие Q,з(Q,з)Qвв 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

Qз=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

Vбл=Qсм. эnсмnд, м3 (4. 23)

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

nсм— число рабочих смен экскаватора в течении суток, ед;

nд— обеспеченность экскаватора взорванной горной массой, для средних районов 15−20 суток;

Vсм. э=1750*2*17=59 500 м3

Длина взрывного блока

Lбв=, м (4. 24)

Lбл==396,7 м

Число скважин в одном ряду

n,скв=+1, шт. (4. 25)

n,скв=+1=100 шт.

Скорректированная длина блока

Lб скор=nсквa-1, м (4. 26)

Lб скор=100*4−1=399 м

Скорректированный объём блока

Vбл=Lб скор[W+b(nр-1)], м3 (4. 27)

Vбл=399[4,5+3,5*(4−1)]h=59 850 м3

Расход ВВ на блок

Q,вб=qпVбл, кг (4. 28)

Q,вв=1,65*59 850=987525 кг

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

Q,вб=n,сквnрQвв, кг (4. 29)

Q,вб=100*4*311,3= 124 520кг

Сопоставив Q,вб и Q,вб для дальнейших расчётов принимаем наибольший расход ВВ на блок равный 987 525 кг.

Оптимальный интервал замедления

=KW, мс (4. 30)

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

=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==13,6 м3

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 ()

00 < < 900.

Средняя скорость полёта кусков породы

Vс=4370−1050lср, м/с (4. 32)

где lср— средний размер структурного блока в массиве, м;

Vс=4370−1050*1, 2=3110м/с

Начальная скорость полёта кусков породы

Vо=2Vс () 0,5n1, м/c (4. 33)

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

q1=оqп, кг/м3 (4. 34)

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

q1=0, 75*1, 65=1, 23кг/м3

Значение показателя степени n1 определяется по формуле:

n1=1, 35-0,06lср (4. 35)

n1=1, 35−0, 06*1, 2=1, 28

Vо=2*3110*() 0, 5*1, 28=43,9м/с

Высота откольной зоны над подошвой уступа

hо=0,5(lвв-lпер), м (4. 36)

hо=0,5*(5,5−1)=2,25 м

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

Дальность взрывного перемещения при принятой схеме коммутации

В=Во(0,73+0,27cos2), м (3. 37)

В=25*(0,73+0,27cos2*45)=18,25 м

Общая ширина развала горной массы

Врб+В-hоctg, м (3. 38)

Вр=30+25−2,25*ctg85=54,8 м

Параметры развала отображены на рисунке 4.

Ширина нормальной экскаваторной заходки

Аэ=(1,5−1,7)Rчу, м (3. 39)

где Rчу— радиус черпания экскаватора на горизонте установки;

Для ЭКГ-8И Rчу=12,2 м

Аэ=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

В масштабе построим профиль развала (рис. 3). Для этого вычислим высоту развала в первой и последующих точках. Первая точка будет располагаться на контакте с невзорванной частью массива, а последняя — соответствует самой удаленной точке развала, в ней высота равна нулю. Для каждой из остальных точек находят расстояние по подошве уступа от нижней бровки невзорванной части массива и вычислим их отношение

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

Кр=0,5(3-n3) (3. 44)

Кр=0,5*(3−0,553)=1,4

Расход ДШ на скважину

Lдi=Lс+L1+L2, м (3. 45)

где Lс— 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;

Lдi=11+1,5+1,5=14 м

Общее число скважин в блоке

Nс=n,сквnр, шт. (3. 46)

Nс=100*4=400 шт.

Расход ДШ на блок

Lдш=+2Lш, м (3. 47)

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

Lш=6500 м.

Lдш=400*14+2*6500=18 600 м

Количество ЭД для инициирования ДШ в блоке равно 2 ед.

Расход промежуточных шашек-детонаторов на блок

Nш=Ncnш, шт. (3. 48)

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

Nш=400*1=400 шт.

Годовой расход ВВ и средств инициирования

Годовой расход ВВ:

Ргвв=qпQг, кг/год (3. 49)

где qп— проектный удельный расход ВВ, qп=1,65 кг/м3;

Qг— годовая производительность карьера по горной массе в метрах кубических;

Ргвв=1,65*5 000 000=8250000 кг/год

Годовой расход ДШ:

Ргдш=Qг, м/год (3. 50)

где Vбл— скорректированный объём блока, м3;

Ргдш=*5 000 000=1553884,7 м/год

Годовой расход пиротехнических реле РП-8:

Ргрп-8=Qг, шт. /год (3. 51)

Ргрп-8=*5 000 000=16708 шт. /год

Годовой расход шашек-детонаторов:

Ргш-д=Qг, шт. /год (3. 52)

Ргш-д=*5 000 000=33417 шт. /год

Годовой расход ЭД:

Ргэд=Qг, шт. /год (3. 53)

Ргэд=*5 000 000=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

Qза=, т/см (3. 54)

где Тпр— время производственной работы за смену, Тпр=7,2 часа;

Gб— грузоподъёмность зарядного агрегата, Gб=25 тонн;

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

tгр— время загрузки агрегата, tгр=0,5 часа;

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

Qзс— средняя масса заряда, кг;

Qзс=, кг (3. 55)

где Qвб— расход ВВ на блок, кг

Qзс==2468,8 кг

tз— время заряжания одной скважины, ч

tз=, ч (3. 56)

где Qп— производительность подающего механизма зарядного агрегата, кг/мин;

Qзс— средняя масса заряда, тонн;

tз==0,08 часа

Qза=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:

Nзар. м=, шт. (3. 57)

где Дрк— число рабочих дней карьера в течении года, Дрк=300 дней;

Nзар. м=1 машина

Количество забоечных машин

Nзаб. м=, шт (3. 58)

где Агм— производительность карьера по горной массе, м3;

Nзаб. м=1 машина

Сменная производительность бурового станка

Qб=, м/см (3. 59)

где Тсм— продолжительность смены, Тсм=8 часов;

Тпер — длительность ежесменных перерывов в работе 0,9−1,3 ч.

tв— длительность вспомогательных операций, tв=0,03−0,07 часа;

Vб— техническая скорость бурения, м/час;

Vб, м/час (3. 60)

где Pо— усилие подачи, кН;

nо— частота вращения бурового става, с-1;

dд— диаметр долота, м;

Vб=24,4 м/ч

Qб==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

Qгб=QбNр. см, м/год (3. 61)

где Nр. см— число рабочих смен бурового станка, Nр. см=425;

Qгб=105*425=44 625 м/год

Инвентарный парк буровых станков

Nб. ст. и=, шт. (3. 62)

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

Nб. ст. и==9 станков

Средний размер кондиционного куска в соответствии с вместимостью ковша экскаватора

dк=0,525, м (3. 63)

где Е- вместимость ковша экскаватора, м3;

dк=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

Ан=, м3 (3. 64)

где Pн— выход негабарита, %;

Aн==6500 м3

Парк установок для разрушения негабарита

Nур=, шт. (3. 65)

где Qур— сменная производительность установки, м3/см;

Nсм— число рабочих смен установки в течении года, Nсм=480;

Nур==0,31 машины

Радиусы опасных зон при проведении массовых взрывов:

По разлёту кусков породы

rразл=1250з, м (3. 66)

где з— коэффициент заполнения скважины ВВ:

з=, (3. 67)

з==0,5

заб— коэффициент заполнения скважин забойкой, заб=1,0;

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

d- диаметр скважины, м;

а- расстояние между скважинами в ряду, м;

rразл=1250*0,5*=433,5 м

По сейсмическому воздействию

rс=, м (3. 68)

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

Кс— коэффициент, зависящий от типа здания и характера застройки, Кс=1 [6];

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

N- количество скважин, ед;

Q- масса ВВ на блок, кг;

rс==213,8 м

По действию ударной волны на застекление

rс=65, м (3. 69)

где Qэ — эквивалентная масса заряда, кг.

, кг (3. 70)

Qэ=12*56,7*0. 283*0. 004*3=2,31 кг

rс=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;

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

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

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

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

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

8. Запрещается производить взрывные работы во время грозы.

5. Выемочно-погрузочные работы

Расчет производим для выбранного ранее экскаватора ЭКГ-8

Относительный показатель трудности экскавации

Пэр=0,022[dср+0,1сдв+], (5. 1)

где -плотность пород, т/м3;

dср— средний размер кусков в развале, см;

Кр— коэффициент разрыхления в развале;

Пэр=0,022*[2,5*40+0,1*210+]=3,95

Фактический показатель трудности экскавации

ПэмэрКвКтп, (5. 2)

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

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

Пэм=3,95*1,0*0,97=5,3

Класс пород по экскавируемости-II.

Паспортная производительность экскаватора

Qп=, м3/час (5. 3)

где Е- вместимость ковша экскаватора, м3;

tцп— паспортная продолжительность рабочего цикла, tцп=26 сек;

Qп==960 м3/час

Продолжительность черпания мехлопат, сек.

t=194*+, сек. (5. 4)

t=194*+=9,3сек.

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

t= t*,сек. (5. 5)

где — фактический угол поворота экскаватора, ф=120 град;

п— паспортный угол поворота экскаватора, 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

Qтех=, м3/час (5. 7)

где Ктв— коэффициент учитывающий технологию выемки, при использовании настилов (Ктв=0,8);

Т— фактическая продолжительность цикла, сек;

Qтех==388,5 м3/час

Для значения К=1,5 относительный показатель трудности экскавации

Пэр=0,022*[2,5*40+0,1*210+]=2,73

Действительный показатель трудности экскавации

Пэм=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

Qэф=QтехКпотКу, м3/час (5. 8)

где Кпот— коэффициент, учитывающий потери за счёт просыпания из ковша, Кпот0,9;

Ку— коэффициент, учитывающий степень автоматизации процесса управления экскаватором, Ку=0,85;

Qэф=388, 5*0, 9*0, 85=297, 2 м3/час

Сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м3/см.

Qэкс =Qэф *Т*К*К (5. 9)

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

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

Годовая эксплуатационная производительность экскаватора

Qгэкс= Qэкс *Nр. см, м3/год (5. 10)

где Nр. см — число рабочих смен экскаватора в год, Nр. см =800

tсм— продолжительность смены, час;

Qгэс= 1581, 1*800=1 264 880 м3/год

Инвентарный парк экскаваторов

Nэ=, штук (5. 11)

Nэ= =3, 94 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.

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

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

4. Запрещается использование открытого огня для разогрева масел и воды.

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

6. Смазочные и обтирочные материалы должны храниться в специальных ящиках.

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

8. 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

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

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

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

(6. 4)

(6. 5)

где nк. г и nк. 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 (Кq) и вместимости (Кv).

(6. 8)

(6. 9)

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

Определяем интервал следования автомобилей.

(6. 10)

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

la — длина машины, м;

tд — время реакции водителя, ч;

Lт — длина тормозного пути, м.

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

, (6. 11)

где n — число полос движения;

Кн — коэффициент неравномерности движения.

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

(6. 12)

Находим провозную способность капитальной траншеи (т).

(6. 13)

Рассчитываем необходимый сменный грузооборот карьера.

(6. 14)

Wа> Mн, 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 (qф) транспортного средства.

Определяем время погрузки одного автосамосвала.

(6. 16)

где Кн. в — коэффициент наполнения кузова самосвала, Кн. в=1,15;

Кр. в — коэффициент разрыхления породы в кузове, Кр. в=1,1;

Находим среднее время движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях.

(6. 17)

где l1, l2 , 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 tр — время разгрузки автосамосвала, мин;

tз — время задержек и маневров, мин.

Определяем коэффициент, учитывающий трудность транспортирования породы.

Вычисляем сменную эксплуатационную производительность автосамосвала.

(6. 19)

где Ки — коэффициент использования автосамосвала во времени в течении смены;

т/см.

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

(6. 20)

=22,322 машины

Определяем суточный пробег автосамосвала при двухсменном режиме его работы.

Lсут=, км (6. 21)

Lсут==13,4км/сут.

Вычисляем инвентарный парк автосамосвалов.

(6. 22)

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

Основные правила безопасности на автотранспорте:

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

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

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

На линию разрешен выпуск только исправных машин.

Обгон на карьерных дорогах запрещен, за исключением тракторных средств.

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

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

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

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

Запрещается производить запуск двигателя, используя движение под уклон.

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 Qб — сменная производительность бульдозера;

Определяем количество одновременно разгружающихся автосамосвалов.

, шт (7. 3)

где Ав — годовой грузооборот карьера по вскрыше, т;

tр. м — продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала на отвале, мин.

машина

Вычисляем длину отвального участка по условиям беспрепятственной разгрузки автомашин.

(7. 4)

где tрм— 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)

=970,6 м3/см

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

Находим инвентарный парк отвальных бульдозеров

(7. 6)

где Кинв — 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:

Работа на отвале производится согласно проекту установленному предприятием.

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

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

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

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

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

Sр = Крс[W + b (nр-1)] h, (8. 1)

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

Графически определяем площадь поперечного сечения развала из рисунка 4.

Sp =190+126=316 м2.

Вычислить сменное подвигание забоя по каждой заходке.

, (8. 2)

где Ycм — сменной подвигание забоя, м;

Si — поперечная площадь i — той заходки, м2;

Qэс — сменная производительность экскаватора, м3.

Вариант 1: 1 — ая заходка м

2 — ая заходка м

Затраты времени на отработку первой заходки.

, (8. 3)

где Коэ — 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 Vэ — скорость передвижения экскаватора, Vэ =450 м/ч;

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

см

Продолжительность бурения скважин.

, (8. 5)

где f — выход горной массы, м3;

Пбс — сменная производительность бурового станка.

Вариант 1: см.

Затраты времени на зарядку и забойку скважин.

, (8. 6)

, (8. 7)

где Qвб и Qзб — расход ВВ (кг) и забоечного материала (м3);

Пзм и Пзабм — сменная производительность зарядной (кг) и забоечной (м3) машин.

см

см

Затраты времени на монтаж взрывной сети

, (8. 8)

г

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

F — количество взрывников.

см.

Время необходимое на проверку сети.

, (8. 9)

где Nсер — количество серий заряда, ед;

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

Nзам — расход РП — 8 на блок;

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

см

Затраты времени на производство всего комплекса взрывных работ.

Твв = (Тз + Тзаб1 + Тм + Тв + Тпр, (8. 10)

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

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

Вариант 1: Твв = (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.

Оборудование

Парк, ед.

Стоимость оборудования, тыс. руб. за ед.

Годовая норма амортизации

Сумма тыс. руб.

Вар. 1

Вар. 2

Буровой станок СБШ-250−32

9

5095,1

27

12 381

12 381

Зарядная машина МЗ-3Б

1

3778

17. 3

653,6

653,6

Забоечная машина ЗС-2М

1

1115

17,7

197,4

197,4

Экскаватор ЭКГ-5

3

12 923,1

12,3

53 110

Экскаватор ЭКГ-8и

2

30 296,2

10,2

60 110

Автосамосвал БелАЗ-549В

10

13 349,9

26,6

33 259,3

Автосамосвал БелАЗ-549В

15

13 349,9

40

67 877,7

Автогрейдер Д-395Б

1

2029. 18

21,2

42,86

42,86

Поливомоечная машина ПМ-130

1

298. 82

18,3

54. 68

54. 68

Снегоочиститель шнекороторный Д-470

1

372,82

19

70,8

70,8

Бульдозер отвальный Д-512А

1

7922,47

25

1980,6

1980,6

Установка для разрушения негабарита «РАММЕР» С22

1

661,03

34

224,75

224,75

Итого по статье «Амортизация»

101 974,99

143 593,39

Таблица 9.1 Сводные капитальные затраты на приобретение и строительство транспортных коммуникаций

№ п. /п.

Наименование

Количество, ед.

Стоимость ед., тыс. руб.

Сумма, тыс. руб.

Вар. 1

Вар. 2

1

Буровой станок СБШ-250−32

9

5095,1

45 855,9

45 855,9

2

Зарядная машина МЗ-3Б

1

3778

3778

3778

3

Забоечная машина ЗС-2М

1

1115

1115

1115

4

Экскаватор ЭКГ-5

3

12 923,1

38 769,3

5

Экскаватор ЭКГ-8и

2

30 296,2

60 592,4

6

Автосамосвал БелАЗ-549В

10

13 349,9

133 499,5

7

Автосамосвал БелАЗ-549В

15

13 349,9

200 248,5

8

Затраты на приобретение оборудования для содержания и ремонта автодорог, в т. ч. :

-Автогрейдер Д-395Б

1

2029. 18

2029. 18

2029. 18

-Поливомоечная машина ПМ-130

1

298. 82

298. 82

298. 82

-Снегоочиститель шнекороторный Д-470

1

372. 82

372. 82

372. 82

9

Бульдозер отвальный Д-512А

1

7922,47

7922,47

7922,47

10

Установка для разрушения негабарита «РАММЕР» С22

1

661,03

661,03

661,03

11

Затраты на сооружение объектов гаражного и ремонтного хозяйства

1122,00

1122,00.

12

Затраты на строительство автодорог, постоянных и временных

722

772

Итого по «Капитальным затратам»

236 146,02

324 718,12

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

Расчёт годовых эксплуатационных затрат

Оборудование

Годовые капитальные затраты

Годовые эксплуатационные затраты

Экскаваторы

431 788,8

107 947,2

Буровые станки

88 126,3

22 031,6

Забоечные и зарядные машины

4893

1223,3

Установка для разрушения негабарита «РАММЕР» С22

661,03

165,3

Автосамосвалы

БелАЗ-540А

БелАЗ-7540

125 038

169 692,9

31 259,5

42 423,2

Бульдозеры

7922,47

1980,6

Содержание и ремонт автодорог

722

180,5

Эксплуатация объектов ремонтного гаражного хозяйства

1122,00

280,5

Стоимость годового расхода ВВ

Параметры

наименование ВВ и СИ

Годовой расход

Стоимость еденици, руб

Сумма, тыс. руб

а) ВВ, т

4638,4

3230,352

32 131,99

б) ДШ, км

206 153

6505,576

4973,51

в) РП-8, шт

5154

6,616

26,44

г) Шашек, ед

5154

139,64

4376,18

г) ЭД, шт

5154

5,568

0,87

ИТОГО:

41 508,99

Выручка от реализации полезного ископаемого, рассчитывается по формуле:

= (9. 1)

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

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

Эксплутационные расходы на добычу полезного ископаемого, рассчитывается по формуле:

(9. 2)

где Сд — 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.

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой