Разработка месторождения полезного ископаемого открытым способом

 

 

4.6.Определяем объем полезного ископаемого максимально извлекаемого из карьера в конечных контурах:

 

V_п.и.=[m_г*Н_к - ((m_г – В_д)²*tgβ_в/4)]*L_д, м³

 

m_г – горизонтальная мощность залежи, м³;

Н_к – глубина карьера в конечном положении, м;

В_д – ширина дна карьера в конечном положении, м;

β_в – угол откоса борта карьера в конечном положении, градус;

L_д – длинна залежи по простиранию, м.

 

V_п.и.=[93*196-(93-40) ²*tg41/4]*2600=45805613 м³.

 

4.7.Определяем объем горной массы в контурах карьера (м³):

 

V_г.м.=S_д*Н_к + ½*Р_д*Н_к²*ctgβ_к + 1/3*π* Н_к³*ctg²β_к

                     

S_д – площадь подошвы карьера в конечном положении, м²;

Н_к – конечная глубина карьера, м;

Р_д – периметр дна карьера, м;

β_к – угол откоса борта карьера в конечном положении, градус;

 

V_г.м.=104000*196+5280*196²*ctg41/2+π*196³*ctg²41/3=141089902 м³.

 

4.8Объем вскрыши:

 

V_в=V_г.м. – V_п.и.

 

V_в=141089902-45805613=95284289 м³.

 

4.9.Коэфициент вскрыши (средний  промышленный):

 

к_ср= (V_г.м. - V_п.и.)/ V_п.и.= V_в/ V_п.и, м³/ м³

 

к_ср=95284289/45805613=2.1 м³/ м³.

 

4.10.Размеры карьера на дневной  поверхности:

 

4.10.1.Площадь:

 

S_п.к= S_д + Р* Н_к*ctgβ_в + π* Н_к²*ctgβ_к, м²;

 

S_п.к=104000+5280*196*ctg41+π*196²*ctg41=1433328 м².

 

4.10.2.Длинна:

 

L_д.к.= L_к + 2* Н_к* ctgβ_к, м;

 

L_д.к.=2600+2*196*ctg41=3051 м.

 

4.10.3.Ширина:

 

В_ш.д.= В_д + 2* Н_к* ctgβ_к, м.

 

В_ш.д.=40+2*196*ctg41=491 м.

 

 

 

 

 

 

 

 

   

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

5.Определение  срока службы карьера

 

 

В исходных данных установлен грузопоток по добыче полезного ископаемого W_п.и., м³/смен. (за смену).

По нормам технологического проектирования для рудных карьеров режим работы принимается круглогодовой при  непрерывной семидневной неделе – число рабочих дней в году для средней полосы – 300.

Число рабочих смен в сутки –  три по 8 часов каждая.

Тогда годовой объем добычи(А_г, м³/год):

 

А_г= W_п.и*N*n, м³/год или т/год

N=300 – количество рабочих дней в году,

n=3 – число смен в сутке,

W_п.и – сменный грузопоток по добыче (м³ или т)

 

А_г=1100*300*3=990000 м³/год.

 

Срок службы карьера:

 

Р=V_п.и./ А_г, год

V_п.и – запасы полезного ископаемого в контурах карьера, м³ или т.

 

Р=45805613/990000=46.5 лет,

 

С учетом разработки и затухания  карьера 

 

Р=53 года.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

6.Определяем показатели трудности осуществления основных производственных процессов:

 

 

6.1.Показатель трудности разрушения  породы (π_р):

 

π_р=0,05*[к_т*(σ_сж + σ_сдв + σ_раст) + γ*g],

 

 к_т – коэффициент трещеноватости;

σ_сж – предел прочности горной породы при одноосном сжатии;

σ_сдв – предел прочности при сдвиге;

σ_раст – предел прочности при растяжении;

g=9,81 м/сек² – ускорение свободного падения;

γ – плотность породы.

Если γ=Н/дм³, то формула приобретает вид:

 

π_р=0,05*[к_т*(σ_сж + σ_сдв + σ_раст) + γ].

 

6.1.1.Для вскрышных пород:

 

π_р=0.05*(0.9*(120+20+8)+26)=7.96,

 

π_р=8 – II класс.

 

6.1.2.Для пород полезного ископаемого:

 

π_р=0.05*(0.75*(90+11+7)+30)=5.55,

 

π_р=6 – II класс.

 

6.2.Показатель трудности бурения  породы:

 

π_б=0,07*( σ_сж + σ_сдв+ γ*g),

 

γ – плотность породы, т/м³, если γ= Н/дм³, то

 

π_б=0,07*( σ_сж + σ_сдв+ γ).

 

6.2.1.Для вскрышных пород:

 

π_б=0.07*(120+20+26)=11.62,

 

π_б=12 – III класс.

 

6.2.2.Для пород полезного ископаемого:

 

π_б=0.07*(90+11+30)=9.17,

 

π_б=10 – II класс.

 

6.3.Взрываемость горных пород:

 

Определяем удельный эталонный расход ВВ [q_э, г/м³],

 

q_э=0.2[(σ_сж + σ_сдв + σ_раст) + γ*g], г/м³,

 

g=9,81 м/сек² – ускорение свободного падения;

γ – плотность  породы, т/м³, если γ= Н/дм³, то

 

q_э=0.2[(σ_сж + σ_сдв + σ_раст) + γ].

 

6.3.1.Для вскрышных пород:

 

q_э=0.2*((120+20+8)+26)=34.8,

 

q_э=35 – IV класс.

 

6.3.2.Для пород полезного ископаемого

 

q_э=0.2*((90+11+7)+30)=27.6,

 

q_э=28 – III класс.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

7.Подготовка  горных пород к выемке:

 

 

Если на проектируемом участке  вскрыши или добычи горные породы подготавливаются к выемке с помощью буровзрывных работ, а в выемке учавствуют экскаваторы (ЭКГ), прямые мехлопаты с ковшом, производится расчет буровзрывных работ. Проведение буровзрывной подготовки определяется показателем трудности разрушения (π_р), показателем буримости (π_б), взрываемостью (q_э) и крепостью породы по Портодьяконову.

Если вскрышные породы (наносы с  вмещающие породы) имеют f≤4, расчет взрывных пород не производится, разрушение горных пород выполняет ЭКГ.

 

7.1.Расчет параметров буровзрывных работ:

 

7.1.1.Определяем проектный удельный  расход ВВ (проектируем взрыв):

 

q_n= q_э* к_перв* к_д* к_м* к_сз* к_{объем взр}* к_сп, г/м³,

к_перв(иногда обозначают к_вв) – переводный коэффициент от эталонного ВВ (аммонит И6ЖВ);

Коэффициенты перевода ВВ на аммонит №6 по работоспособности:

Таблица 1.5.

ВВ	е	ВВ	е
Аквотал М-15	0,76	Зерногранулит 79/21	1,0
Аммонал скальный №3	0,80	Ифзанит Т-80	1,08
Граммонал А-8	0,80	Динафталит	1,08
Аммонит скальный №1	0,80	Акватол 65/35	1,10
Детонит М	0,82	Зерногранулит 50/50 В	1,01
Алюмотол	0,83	Гранулит М	1,13
Акватол АВМ	0,95	Игданит	1,13
Акватол МГ	0,93	Граммонал А-50	1,08
Гранулит АС-8	0,89	Ифзанит Т-60	1,08
Аммонал водоустойчивый	0,90	Зерногранулит 30/70 В	1,26
Гранулит АС-4	0,98	Акватол АВ	1,20
Аммонит № 6 ЖВ	1,0	Гранулотло	1,20
Карботол ГЛ-10 В	0,79	Карботол 15 Т	1,42

 

к_д – коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления (к_д=0,5/d_ср);

d_ср – средний размер куска, м;

к_т – коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва (учитывающий трещеноватость, к_т = 1,2*l_ср+0,2 (l_ср – средний размер отдельности в массиве, м);

к_сз – коэффициент учитывающий степень сосредоточенности заряда ВВ, зависит от диаметра скважины:

d_cк=100 мм - к_сз=0,9 - 1

d_cк=200 мм - к_сз=1 - 1,05

d_cк=250 мм - к_сз=1,2 - 1,25

d_cк=300 мм - к_сз=1,25 - 1,30

к_{объем взр} (к_ν) – коэффициент учитывающий объем взрываемой породы:

 

к_ν=(Н_у/15)^1/3,

 

Н_у – высота уступа (10 – 18 м), если Н_у>18 м, то  к_ν=(15/ Н_у)^1/3,

к_сп – коэффициент учитывающий количество свободных поверхностей взрываемого массив:

1 открытая поверхность   к_сп=10  

2 – е открытые поверхности  к_сп =8

3 – и открытые поверхности  к_сп =6

4 – е открытые поверхности  к_сп =4

5 – ть открытых поверхностей  к_сп =2

6 – ть открытых поверхностей  к_сп =1

 

7.1.1.1.Для вскрышных пород:

 

q_n=34.8*1*1.5*1.4*1.23*1*8=720 г/м³.

 

7.1.1.2.Для пород полезного ископаемого:

 

q_n=27.6*1*1.5*1.34*1.23*1*8=550 г/м³.

 

7.1.2.Линия сопротивления по подошве:

 

W=( к₁*Р/(m*q_n))^1/2, или W=((0,56*Р² + 4*q*P*H_у*L_c)^1/2 – 0.75*Р)/(2*m*q_n*H_у),

 

к₁, - коэффициент, учитывающий трудность взрывания;

к₁ = L_вв/Н_у;

Н_у – высота уступа, м;

L_c – длинна скважины;

m – коэффициент сближения скважин:

Для ориентировочных расчетов:

m = 1.1 – 1.4 – для легко взрываемых пород;

m = 1.0 – 1.1 – для средне взрываемых пород;

m = 0.75 – 1.0 – для трудно взрываемых пород;

Р = 7.85* d_c²*Δ, кг/м – вместимость по ВВ 1 м скважины

d_c– диаметр скважины, дм;

Δ – плотность заряжания, коэффициент  учитывающий 

при ручном заряжании – 0.9;

при механизированном – 1;

при водонаполненных ВВ – 1.4 – 1.6;

q_n – проектный расход ВВ, кг/м³.

В практике W=(40 - 45)d_c, W=(35 – 40)d_c, W=(25 – 35)d_c соответственно для легко-, средне- и трудно взрываемых пород.

Проверим на безопасность бурения  при расчете  ЛСПП (W по любой формуле должна удовлетворять условию безопасного бурения скважин):

 

7.1.2.1.Для вскрышных пород:

 

W=((0.56*50²+4*0.72*50*15*18)^1/2-0.75*50)/(2*1*0.72*15)=8 м.

 

7.1.2.2.Для пород полезного ископаемого:

 

W=((0.56*50²+4*0.55*50*15*18)^1/2-0.75*50)/(2*1*0.55*15)=9 м.

 

 

W_min= Н_у*ctgα + 3, м W_лпп≥ W_min

α – угол откоса уступа;

Н_у – высота уступа, м.

3 – высота min от верхней бровки уступа, м по ПТБ.

 

7.1.2.2.1.Для вскрышных пород:

 

W_min=15*ctg75+3=7 м.

 

7.1.2.2.2.Для пород полезного ископаемого:

 

W_min=15*ctg80+3=5.64 м.

 

7.1.3.Параметры расположения скважинных зарядов:

 

а=m*W_лпп,

 

а – расстояние между скважинами в ряду;

m – эмпирический коэффициент, зависящий от класса взрываемости горных пород:

 

I кл, II кл, (q_э≤20 г/м³) – m=1.1 – 1.4

II кл, II кл, (q_э≤30 г/м³) – m=1.0 – 1.1

IV кл,V кл, (q_э≤50 г/м³) – m=0.75 – 0.85

 

7.1.3.1.Для вскрышных пород:

 

а=0.8*8=6.4 м.

 

7.1.3.2.Для пород полезного ископаемого:

 

а=1.05*9=9.45 м.

 

7.1.4.Параметры расположения скважинных зарядов:

 

Скважины в рядах расположении в шахматном порядке:

 

b=0.85*а, м;

 

Скважины в рядах расположены в квадрат:

 

b=а, м;

 

b – расстояние между рядами;

а – расстояние между скважинами;

 

7.1.4.1.Для вскрышных пород:

 

b=6.4 м.

 

7.1.4.2.Для пород полезного ископаемого:

 

b=9.45 м.

 

7.1.5.Определяем параметры взрывных  скважин:

• Диаметр скважины:

- при показателях: взрываемости  II – III классы, трудности бурения – I класс d_c=9,7*Е + 112, мм;

- при показателях: взрываемости  III – IV классы, трудности бурения – II - III класс d_c=13*Е + 116, мм;

- при показателях: взрываемости  IV – V классы, трудности бурения – III - IV класс d_c=17*Е + 112, мм;

Е – емкость ковша экскаватора, м³, принятого к выемке горных пород в проекте (В.В. Ржевский, «Технология и комплексная организация ОГР», М. Недра 1975 г. стр. 152).

 

7.1.5.1.Для вскрышных пород:

 

d_c=220 мм.

 

7.1.5.2.Для пород полезного ископаемого:

 

d_c=220 мм.

 

• Глубина скважины, L_c, м:

 

L_c=1/sinβ*(H_у+l_n),

 

Β – угол наклона скважины к  горизонту, градус;

H_у – высота уступа, м;

l_n – глубина перебура скважины из условий проработки подошвы уступа:

 

l_n=(10 – 15)*d_c,

 

При взрываемости пород II класса - l_n≤10*d_c,

 

При взрываемости пород III – IV классов - l_n≤15*d_c,

 

7.1.5.3.Для вскрышных пород:

 

L_c=(15+12.5*0.22)=18 м.

 

7.1.5.4.Для пород полезного ископаемого: