Открытый способ добычи полезных ископаемых - основа функционирования и развития горной промышленности. Краткая геологическая и горнотехническая характеристика месторождения. Режим работы карьера, общая организация работ. Подготовка горной массы к выемке.
Аннотация к работе
На современном этапе формирования рыночной экономики страны основой функционирования и развития ее горной промышленности является открытый способ добычи полезных ископаемых. Ныне в России этим способом добывается около 90% железных руд, до 60% руд цветных металлов и угля [IV]. По данным ИГД УрО РАН каждые 100 м роста глубины карьера сопровождаются снижением производительности буровых станков в среднем на 6-8%, экскаваторов на 8-12%, автосамосвалов на 16-22%, локомотивосоставов на 10-14%. В последние годы повышение технического уровня карьеров обеспечило рост сменной производительности труда по горной массе в среднем от 180 до 240 т (от 70 до 90 м3), а на ряде новых предприятий уровень сменной производительности труда достиг 95-100 м3/чел. Опыт применения ЦПТ показал, что своевременное внедрение ее на глубоких карьерах позволяет сократить затраты на транспортирование горной массы на 15-20%, повысить производительность труда, снизить объем горно-капитальных работ и количество вредных выбросов в атмосферу. КРАТКАЯ ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ И ГОРНОТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ В данном работе проектируется карьер с размерами по длине Lк = 1000 м, по ширине Вк = 460 м. В соответствии с классификацией горных пород по шкале крепости проф. М.М. Протодьяконова, данное полезное ископаемое относится к категории очень крепких пород. Его пределы прочности и плотность: ?сж=125 МПа, ?сдв=19,2 МПа, ?раст =10,8 МПа, ? = 2,5 т/м3. Определяем показатель трудности разрушения по формуле: ПР = 0,05[Ктр·(?сж ?сдв ?раст.) ?·g]; (1) [II] где: g - ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2; Ктр - коэффициент, учитывающий трещиноватость, Ктр = 0,85 ПР = 0,05[0,85·(125 19,2 10,8) 2,5·9,8] = 7,81; По классификации акад. В.В. Ржевского полезное ископаемое относится по показателю трудности разрушения ко II классу и 8 категории. = 2,5·Р0·nв·10-2/(Пб·dд2), м/ч; (3.1) [I] где: Р0 - усилие подачи, Р0 = 294,3 кН; nв - частота вращения штанги nв = 16,43 с-1; dд - диаметр долота - dд = 0,214 м; Vб.ш. Определяем эталонный удельный расход ВВ по формуле: qэ = 2*10-1(?сж ?сдв ?раст ?·g), г/м3; (3.3) [II] где: ?сж, ?сдв, ?раст - пределы прочности горной породы на сжатие, сдвижение и растяжение, МПа: ?сж = 125 МПа; ?сдв = 19,2 МПа; ?раст = 10,8 МПа; ? - плотность горной породы, ? = 2,5 т/м3; g - ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2; qэ = 2*10-1(125 19,2 10,8 2,5·9,8) = 24,5 г/м3; Определяем проектный удельный расход ВВ по формуле: qп = qэ * Квв * Кд * Ктр * Ксз * Ку * Коп, г/м3; (3.4) [II] где: Квв - переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ (аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере: Квв = 1,2; Кд - коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления: Кд = 0,5/dср; где: dср - требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м: dср = (0,1…0,2)* , м; где: Е - емкость ковша применяемой модели экскаватора (ЭКГ-6,3УС), м3: 6,3 м3; dср = 0,2* = 0,36 м; Кд = 0,5/0,36 = 1,47; Ктр - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещиноватостью породы: Ктр = 1,2*lср 0,2; где: lср - средний размер структурного блока в массиве: lср = 0,7 м; Ктр = 1,2*0,7 0,2 = 1,4; Ксз - коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине: Ксз = 1,1; Ку - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы: Ку = , при Ну?15 м; где: Ну - высота уступа: Ну = 10 м; Ку = = 1,2; Коп - коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем характерным для короткозамедленного многорядного взрывания: Коп = 3,5; qп = 24,5*1,2*1,47*1,4*1,1*1,2*5,5 = 232,9 г/м3; Определяем глубину скважины по формуле: Lс = Hу/sin? lп, м; (3.5) [II] где: ? - угол наклона скважины к горизонту: ? = 90°; lп - перебур скважины ниже отметки подошвы уступа: lп = (10?15)*dскв, м; где: dскв - диаметр скважины, dскв = 0,243 м: lп = 10*0,243 = 2,43 м; Lс = 10/1 2 = 12 м; Определяем длину забойки по формуле: lзаб = (20?35)*dскв, м; (3.6)[II] lзаб = 25*0,243 = 6 м; Определяем длину заряда по формуле: lзар = Lc - lзаб, м; (3.7)[II] lзар = 12 - 6 = 6 м; Определяем вместимость скважины по формуле: ? = ?*dc2*?/4, кг/м; (3.8)[II] где: ? - плотность заряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании ? = 900…1000 кг/м3; ? = 3,14*0,2432*1000/4 = 46,3 кг/м; Определение линии наименьшего сопротивления: Исходя из качественной проработки подошвы уступа, величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле С.А. Давыдова: м; (3.9)[II] где: Кm - коэффициент, учитывающий трещеноватость породы в массиве: Кm = 1,1; = 8,2 м; Исходя из условия достижения требуемой степени дробления породы, линия наименьшего сопротивления по подошве уступа составит: м; (3.10)[II] 10,8 м Исходя из условий обеспечения безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах), величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле: м; (3.11)[I] 5,7 м; Бурение вертикальных скважин допускается, т.к. минимальное из значений W1 и W2 соответс