Projekt układu technologicznego kopalni surowców skalnych
nr 00
Iks Igrek
Zarządzanie i Inżynieria Produkcji – ZPP
Wydział Górnictwa i Geoinżnierii, AGH
Wstęp
Dane projektowe:
| Lp. | 11 | - |
|---|---|---|
| Skała | Wapień marglisty | - |
| Wydobycie | 1 260 000 | Mg |
| Straty | 16 | % |
| Promień strefy zagrożenia | 164 | m |
| Współczynnik kp | 13 | - |
| Odległość od miejsca wykonywania robót strzałowych do chronionego obiektu | 850 | m |
| Wysokość ściany | 18 | m |
| Kąt nachylenia ociosu | 80 | stopnie |
| Odległość od zakładu przeróbczego | 1,75 | km |
| Czas manewrowania przy załadunku | 7 | s |
| Czas manewrowania przy wyładunku | 5 | s |
| Czas wyładunku | 3 | s |
Przyjęte parametry:
| Gęstość skały γ | 2,1 | Mg/m3 |
|---|---|---|
| Prędkość fali podłużnej w podłożu wapienia marglistego c | 2001-3000 | m/s |
| Współczynnik φ przy danym c | 0,025 | - |
| Wskaźnik zwięzłości skały f | 3,4 |
Cel i zakres projektu
Zasadniczym celem projektu jest zapoznanie się z podstawowymi procesami technologicznymi w kopalni odkrywkowej, co przejawia się samodzielnym zaprojektowaniem w dużym uproszczeniu układu technologicznego kopalni wapienia marglistego. Projektowanie takie wymaga dużej ilości pracochłonnych obliczeń oraz racjonalnego i przemyślanego doboru odpowiednich maszyn, sprzętu strzelniczego, materiału wybuchowego itp.
Wydobycie kopaliny oraz wydajność kopalni
Wydobycie kopalni
z uwzględnieniem strat Wko
Wko= Wr + ( S * Wr)= 1 260 000 + (1 260 000 * 0,16) = 1 461 600 [Mg]
gdzie:
Wr – wydobycie roczne kopalni,
S – straty
objętościowo Wko (V)
$\text{Wko\ }\left( V \right) = \frac{\text{Wko}}{} = \frac{1\ 461\ 600}{2,1} = 696\ 000$ [m3/rok]
gdzie:
γ – gęstość wapienia marglistego (Mg/m3)
Wydajność dzienna kopalni
$Wd = \frac{Wko\ (V)}{T} = \frac{696\ 000\ }{252} = 2761,9\ \lbrack$m3/dzień]
gdzie:
T – ilość dni roboczych
Wydajność godzinowa kopalni
$Wh = \frac{\text{Wd}}{n \bullet tz} = \frac{2761,9}{2 \bullet 7,5} = 184,13$ [m3/h]
gdzie:
n – ilość zmian roboczych
tz – czas trwania jednej zmiany (h)
Dobór parametrów robót strzałowych
Całkowity dopuszczalny ładunek MW
$$Q_{p} = \left( \frac{r_{p}}{k_{p}} \right)^{3} = \left( \frac{164}{13} \right)^{3} = 2007,71\ \lbrack kg\rbrack$$
gdzie:
rp-promień strefy zagrożenia (m)
kp-współczynnik określony w tabeli (dla ładunku normalnego N=1)→ kp=13
Dopuszczalny ładunek MW na stopień opóźnienia
$$Q_{z} = \left( \frac{r_{s}*\varphi}{1,5} \right)^{2} = \left( \frac{850*0,025}{1,5} \right)^{2} = 200,69\ \lbrack kg\rbrack$$
gdzie:
rs-odległość od miejsca wykonywania robót strzałowych do chronionego obiektu (m)
φ -współczynnik przy danym c 2001-3000 m/s
Jednostkowe zużycie materiału wybuchowego
Wybrany materiał wybuchowy: TROTYL.
Jako materiał wybuchowy jest trwały, mało wrażliwy na uderzenie, tarcie i ma wysoką temperaturę wymaganą do zainicjowania wybuchu. Dzięki temu jest stosunkowo bezpieczny w użytkowaniu i przechowywaniu, jednak musi być odpalany za pomocą silnych detonatorów. Trotyl lany, w przeciwieństwie do prasowanego, pali się – pod wpływem płomienia – nie detonuje. Trotyl można także zdetonować bezpośrednio lontem detonującym owijając co najmniej 2 razy ładunek albo jedną z jego kostek.
Do napełniania pocisków i min używany jest w postaci lanej lub prasowanej. Luzem przeważnie występuje w prasowanych kostkach 200 i 400 g oraz jako walcowy 75 g nabój wiertniczy. Bywa również w postaci kostek o masie 1 kg oraz ładunków cylindrycznych o wadze 5 i 8 kg.
Jednostkowe zużycie MW:
$$q = 0,13*\gamma*\sqrt[4]{f}*\left( 0,6 + 3,3*10^{- 3}*d*d_{s} \right)*\left( \frac{0,5}{d_{k}} \right)^{0,4}*\left( \frac{1000}{Q} \right)$$
gdzie:
q-jednostkowe zużycie materiałów wybuchowych (kg/m3)
γ-gęstość skały (Mg/m3)
f-wskaźnik zwięzłości skały
d-średnica otworów strzałowych (mm)
ds-średnia odległość między szczelinami w masywie - 0,5 m
dk-żądany rozmiar średniego ziarna - 0,5 m
Q-ciepło wybuchu trotylu - 950 kcal/kg
$q = 0,13*2,1*\sqrt[4]{3,4}*\left( 0,6 + 3,3*10^{- 3}*100*0,5 \right)*\left( \frac{0,5}{0,5} \right)^{0,4}*\left( \frac{1000}{950} \right)$ = 0,3$\left\lbrack \frac{\text{kg}}{m^{3}} \right\rbrack$
Określenie parametrów geometrycznych rozmieszczenia otworów
Długość przewiertu
lpw = 12 * d = 12 * 0,1 = 1,2 [m]
gdzie:
d- średnica otworów strzałowych (m)
Długość przybitki
lp = 35 * d = 3,5 [m]
Głębokość otworu równoległego do ociosu
$$l_{0} = \ \frac{H}{\text{sinα}} + l_{\text{pw}} = \frac{18}{0,98481} + 1,2 = 19,48\ \lbrack m\rbrack$$
gdzie:
α- kąt nachylenia ociosu (stopnie)
H –wysokość ściany (m)
Pojemność 1 m otworu strzałowego
c = $\frac{\pi\ *d^{2}}{4}*\varphi = \ \frac{\pi*{0,1}^{2}}{4}*1650 = 12,95\ \lbrack\frac{\text{kg}}{m}\rbrack$
gdzie:
d-średnica otworów strzałowych (mm)
φ –gęstość trotylu kg/m3
$$z_{1} = \sqrt{\frac{c*(l_{0} - l_{p})\ }{q*m*H}} = \sqrt{\frac{12,95*(19,48 - 3,5)}{0,3*1*18}\ } = 6,21\ \lbrack m\rbrack$$
gdzie:
m-względna odległość między otworami – 1m
$$z_{2} = \frac{\sqrt{c^{2} + 4*m*q*c*H*l_{0}} - c}{2*m*q*H} = \frac{\sqrt{{(12,95)}^{2} + 4*1*0,3*12,95*19,48*18} - 12,95}{2*1*0,3*18} = \ 5,75\ \lbrack m\rbrack$$
z = $\frac{z_{1} + \ z_{2}}{2} = \ \frac{6,21 + 5,75}{2} = 5,98\ \lbrack m\rbrack$
Odległość między otworami w szeregu
a = m * z = 1 * 5, 98 = 5, 98 [m]
Odległość między szeregami
b = 0, 87 * z = 0, 87 * 5, 98 = 5, 2 [m]
Masa ładunku MW w otworze
Q1 = q * z * a * H = 0, 3 * 5, 98 * 5, 98 * 18 = 192, 09 [kg]
Liczba otworów strzałowych na stopień opóźnienia
$$n_{z} = \frac{Q_{z}}{Q_{1}} = \frac{200,69}{192,09} = 1,04 = 2$$
Liczba otworów strzałowych w serii
$$n_{s} = \frac{Q_{p}}{Q_{1}} = \frac{2007,71}{192,09\ } = 10,45 = 11$$
Wybrałam odpalanie elektryczne, gdyż dla odpalania elektrycznego liczba otworów w serii przy n2=1 ns<30
Dobór parametrów robót wiertniczych
Uzysk urobku z 1 m otworu strzałowego
$$p_{1} = \frac{z*a*H}{\left( l_{0} - l_{\text{pw}} \right)} = \frac{5,98*5,98*18}{(19,84 - 1,2)} = 35,21\left\lbrack \frac{m^{3}}{m} \right\rbrack$$
Liczba wiertnic potrzebna do zapewnienia ciągłości pracy koparek
$$n_{w} = \frac{w_{h}}{p_{w}*p_{1}} = \frac{184,13}{16*35,21} = 0,33 = 1\ wiertnica$$
gdzie:
pw – założony postęp wiercenia
Ilość długich otworów koniecznych do wywiercenia w ciągu roku dla zabezpieczenia wydobycia
$$i = \frac{\text{Wko}}{p_{1}*(l_{o} - l_{\text{pw}})} = \frac{696\ 000}{35,21*(19,84 - 1,2)} = 1081,63 \approx 1082\ \left\lbrack \frac{ilosc\ otworow}{\text{rok}} \right\rbrack$$
Konieczna częstotliwość przeprowadzania odstrzałów:
$$i_{s} = \frac{i}{n_{s}} = \frac{1082}{11} = 98,36 \approx 99\ \left\lbrack \frac{ilosc\ odstrzalow}{\text{rok}} \right\rbrack$$
Czas potrzebny na odwiercenie ns otworów:
$$t_{1} = \frac{n_{s}*t_{2}}{k_{w}} = \frac{11*1,22}{0,9} = 14,88\lbrack h\rbrack$$
$$t_{2} = \frac{l_{0}}{p_{w}} = \frac{19,84}{16} = 1,22\lbrack h\rbrack$$
gdzie:
kw –współczynnik wykorzystania wiertnic 0,9
czas potrzebny na załadunek odstrzelonego urobku na środki transportowe:
$$t_{3} = \frac{n_{s}*p_{1}*(l_{0} - l_{\text{pw}})}{Q_{\text{rzecz}}} = \frac{11*35,21*(19,84 - 1,2)}{184,13} = \ 38,44\lbrack h\rbrack$$
gdzie:
Qrzecz – obliczona wydajność rzeczywista koparki
Porównanie czasów t1 i t3
t1 – 14,88 h
t3 – 38,44 h
t3> t1 - warunek spełniony
Rzeczywisty potrzebny postęp wiercenia:
$$p_{w}*\ = \frac{Q_{\text{rzecz}}}{n_{w}*p_{1}*k_{w}} = \frac{184,13}{1*35,21*0,9} = 5,81\sim 6\lbrack\frac{m}{h}\rbrack$$
pw ≥ pw*
16 ≥ 6
Warunek ten został spełniony
Dobór wiertnicy
Simba E7 C: wiertnica do długich otworów
| Lp. | Dane techniczne |
|---|---|
| 1 | Średnica otworu |
| 2 | Seria produktów |
| 3 | Metoda wiercenia |
| 4 | Głębokość wiercenia |
| 5 | Podwozie |
| 6 | Postęp wiercenia |
wydajność wiertnicy w przeliczeniu na objętość urobku
$$Q_{w} = p_{w}*p_{1}*k_{w} = 6*35,21*0,9 = \ 190,11\lbrack\frac{m^{3}}{h}\rbrack$$
Dobór parametrów koparki ładowarki do pracy w wyrobisku
Wskaźnik wydajności ładowarki
$$w_{wl} = \frac{w_{h} \bullet k_{r}}{3600 \bullet k_{c} \bullet k_{n} \bullet k_{\text{cz}}} = \frac{184,13 \bullet 1,2}{3600 \bullet 0,65 \bullet 0,55 \bullet 0,8} = 0,21\ \lbrack\frac{m^{3}}{s}\rbrack$$
gdzie:
kr – współczynnik rozluzowania urobku
kc –współczynnik wykorzystania czasu pracy
kn –współczynnik napełnienia skrzyni
kcz – współczynnik uwzględniający wpływ kategorii skał na liczbę cykli koparki
Wyznaczenie pojemności naczynia roboczego
qu = Wwk * tck = 0,21 * 35 = 7,51 m3
gdzie:
tck – teoretyczny czas 1 cyklu koparki
Dobór ładowarki
Ładowarka kołowa Caterpillar 988H STEEL MILL ARRANGEMENT
| Lp. | Dane techniczne |
|---|---|
| 1 | Masa robocza |
| 2 | Seria produktów |
| 3 | Moc użyteczna |
| 4 | Model silnika |
| 5 | Rodzaj podłoża |
| 6 | Pojemności łyżki |
Liczba zaczerpnięć ładowarki w ciągu 1 minuty
$\left\lbrack \frac{\text{cykl}}{minute} \right\rbrack$
Wskaźnik wydajności teoretycznej ładowarki
$\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$
Wskaźnik wydajności technicznej ładowarki
$\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$
Wskaźnik wydajności rzeczywistej koparki
$\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$
1 ładowarka Caterpillar 988H STEEL MILL ARRANGEMENT o wydajności rzeczywistej Qrzecz = 184,13 [m3/h] zapewnia wydobycie dobowe kopalni Wh = 184, 13 [m3/h]
Dobór samochodu technologicznego
Wymagana pojemność skrzyni środka transportu
dla nz = 4 [m3]
dla nz = 8 [m3]
gdzie:
nz– ilość załadowań (n=4 i n=8)
kns – współczynnik napełnienia skrzyni
Wymagana ładowność środka transportu
dla nz = 4 [Mg]
dla nz = 8 [Mg]
Ładowność skrzyni dobranego samochodu w przedziale
Dobór samochodu technologicznego
Wozidło sztywnoramowe Caterpillar 770G
| Lp. | Dane techniczne |
|---|---|
| 1 | Moc użyteczna silnika – SAE J1349 |
| 2 | Ładowność znamionowa (100%) |
| 3 | Maksymalna ładowność użyteczna (110%) |
| 4 | Prędkość maksymalna – z ładunkiem |
| 5 | Prędkość bez ładunku |
| 6 | Pojemność skrzyni ładunkowej – SAE 2:1 |
Cykle pracy wozidła Caterpillar 770G
Odległość do załadunku przeróbczego: l = 1,75 km
Prędkość jazdy z ładunkiem: Vjt = 73,6 km/h
Prędkość jazdy bez ładunku: Vjp = 83,7 km/h
cykl pracy Caterpillar 770G
czas załadunku samochodu
256 [s] = 4, 3 [min]
czas jazdy załadowanego samochodu
1,25[min]
czas jazdy pustego samochodu
czas manewrowania przy załadunku
tmz = 7 [s]
czas manewrowania przy wyładunku
tmw = 5 [s]
czas wyładunku
tw = 3 [s]
zakładany czas postoju w kolejce
tpt = 0 [s]
ilość samochodów
rzeczywisty czas postoju w kolejce
=2 * 256-429=83 [s]
rzeczywisty cykl pracy samochodów
Trz = Tc + tpt = 429 + 83 = 512 [s] = 8,54 [min]
Wykorzystanie pojemności skrzyni samochodu w odniesieniu do pełnej liczby cykli ładowarki
[m3]
$$n = \frac{t_{z}}{t_{\text{ck}}} = \frac{256}{35} = 7,32 \approx 7$$
Wydajność techniczna samochodu
$\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$
Ilość potrzebnych samochodów
samochody
Wydajności zastosowanych maszyn oraz wykorzystanie układu technologicznego
Wydajności
Wydajność 1 wiertnicy:
$$Q_{\text{wiertnicy}} = 1*Q_{w} = 1*109,11 = 109,11\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$
Wydajność 1 ładowarki
$$Q_{ladowarki} = 1*Q_{\text{rzecz}} = 1*184,13 = 184,13\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$
Wydajność 2 samochodów
$$Q_{samochodow} = 2*Q_{\text{st}} = 2*169,3 = 338,6\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$
Dla Wh= 184,13 $\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$
Współczynniki wykorzystania poszczególnych maszyn
Wiertnica
$$n_{\text{wiertnicy}} = \frac{W_{h}}{Q_{w}}*100 = \frac{184,13}{109,11}*100 = 96,85\lbrack\%\rbrack$$
Ładowarka
$$n_{ladowarek} = \frac{W_{h}}{Q_{w}}*100 = \frac{184,13}{184,13}*100 = 100\lbrack\%\rbrack$$
Samochody
$$n_{samochodow} = \frac{W_{h}}{Q_{w}}*100 = \frac{184,13}{338,6}*100 = 54,38\lbrack\%\rbrack$$
Harmonogram jazdy samochodów
Rzeczywisty cykl pracy 1 samochodu – 8,54 minuty
Wykorzystanie układu technologicznego
Podsumowanie i wnioski
Podsumowanie:
| Wydobycie roczne kopalni | 696 000 | m3/rok |
|---|---|---|
| Wydobycie dzienne kopalni | 2 761,9 | m3/dzień |
| Wydobycie godzinowe kopalni | 184,13 | m3/godz. |
| Ilość otworów strzałowych w serii | 11 | - |
| Ilość odstrzałów w ciągu roku | 99 | - |
| Ilość otworów strzałowych | 1082 | na rok |
| Wydajność wiertnicy | 190,11 | m3/h |
| Wydajność rzeczywista koparki | 184,13 | m3/h |
| Wydajność techniczna samochodu | 169,3 | m3/h |
| Konieczna ilość wiertnic | 1 | szt |
| Konieczna ilość koparek | 1 | szt |
| Konieczna ilość samochodów | 2 | szt |
| Stopień wykorzsytania wietnicy | 96,85 | % |
| Stopień wykorzsytania koparki | 100 | % |
| Stopień wykorzystania samochodów | 54,38 | % |
| Zastosowane środki strzałowe | Trotyl, zapalnik elektryczny Nitrodet 0.2A | - |
| Zastosowane maszyny |
|
- |
Wnioski:
Po dokonaniu poszczególnych obliczeń aby zapewnić dobowe wydobycie
(184,13 m3/godz.) wapienia marglistego kopalnia będzie potrzebowała następujących maszyn:
1 powierzchniową wiertnicę Simba E7 C do otworów długich,
1 ładowarkę Caterpillar 988H STEEL MILL ARRANGEMENT,
2 wozidła sztywnoramowe Caterpillar 770G.
Dobrana ilość maszyn pozwoli na maksymalne wykorzystanie ich wydajności przy minimalnych stratach, a co za tym idzie kopalnia osiągnie maksymalne zyski. Jedynie wydajność samochodów jest dosyć niska, na poziomie 55%; wiąże się to z wysokim poziomem ich wydajności technicznej – 169,3 m3/h w stosunku do wydobycia dobowego. Przy wydobyciu dobowym 184,13 m3/godz. będą potrzebne 2 samochody, jednak ze względu na tą niewielką różnicę między Wd a Qtech samochodu nie będą zbyt wydajnie wykorzystane.
Wyszukiwarka