Akademia Górniczo-Hutnicza im. Stanisława Staszica

W Krakowie

PROJEKT UKŁADU TECHNOLOGICZNEGO KOPALNI SUROWCÓW SKALNYCH

Piotr Jakóbik

ZiIP III

gr. 1

Kraków 2013

Spis treści:

1. Założenia oraz zakres projektu

2. Wydobycie kopaliny

3. Wydajność kopalni

4. Dobór parametrów robót strzałowych

5. Dobór parametrów robót wiertniczych

6. Dobór parametrów koparki do pracy w wyrobisku

7. Dobór samochodu technologicznego

8. Wydajności zastosowanych maszyn oraz wykorzystanie układu technologicznego

9. Harmonogram jazdy samochodów

10. Podsumowanie i wnioski

1. Założenia oraz zakres projektu

Planowane docelowe roczne wydobycie kopaliny wyniesie 1 160 000 Mg, co objętościowo daje około 565500 m³/ rok. Kopalnia będzie prowadzić eksploatację złoża w dwóch piętrach eksploatacyjnych, przy czym załadunek urobku w czasie jednej zmiany odbywać się będzie na obu piętrach eksploatacyjnych, gdzie eksploatacja prowadzona będzie z jednakowym natężeniem robót.

Rodzaj kopaliny: sjenit o ciężarze objętościowym γ= 2,76 Mg/m³.

1. Wydobycie kopaliny

1. obliczenie wydobycia kopalni z uwzględnieniem strat W_ko (Mg)

W_ko (Mg) = W_r + (S * W_r) [Mg]

S- straty

W_r – wydobycie roczne

W_ko (Mg) = 1160000+ ( 0,17 * 1160000) = 1357200 [Mg]

1. obliczenie wydobycia kopalni w ujęciu objętościowym W_ko (V)

W_ko (V) = $\frac{W_{\text{ko}\ (\text{Mg})}}{\gamma}$ [m³/rok] γ- ciężar objętościowy wapienia marglistego

W_ko (V) = $\frac{1357200}{2,76\ }$ = 491737,13 [m³/rok]

1. Wydajność kopalni

1. obliczenie wydajności dziennej W_d

$W_{d} = \frac{W_{\text{ko}}}{T}\ \left\lbrack m^{3}/\text{dzie}n \right\rbrack$ W_d- wydajność dzienna

T- ilośc dni roboczych w roku

T = 252 [dni]

$W_{d} = \frac{491737,13}{252} = 1951,34\ \left\lbrack \frac{m^{3}}{\text{dzie}n} \right\rbrack$

1. obliczenie wydajności godzinowej W_h

$W_{h} = \frac{W_{d}}{N \times t_{z}}\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$

W_h – wydajność godzinowa

N- ilość zmian roboczych

t_z- czas trwania jednej zmiany

N= 2

t_z = 7,5

$W_{h} = \frac{1951,34}{2 \times 7,5} = 130,09\ \left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$

1. Dobór parametrów robót strzałowych

Parametry strzelania długimi otworami:

z- zabiór

a- odległość między otworami

H- wysokość ściany

α- kąt nachylenia ociosu

l_o- długość otworu

l_p- długość przybitki

l_pw-długość przewiertu

1. obliczenie całkowitego dopuszczalnego ładunku z uwagi na ochronę przed podmuchem Q_p

Q_p= $\left( \frac{\text{rp}}{\text{kp}} \right)$ ³ [kg]

Q_p- łączna masa ładunku MW odpalana w serii r_p- promień strefy zagrożenia

k_p- współczynnik (12-15)

Dla zadanych warunków i przyjmując rodzaj dopuszczalnych uszkodzeń w obiektach

chronionych k_p = 12

r_p= 145 [m]

Q_p= $\left( \frac{145}{12} \right)$ ³ = 1764,25 [kg]

1. obliczenie dopuszczalnego ładunku materiału wybuchowego na stopień opóźnienia z uwagi na ochronę przed drganiami parasejsmicznymi Q_z

Q_z= $\left( \frac{\text{rs}*\ p\hat{}}{1,5} \right)$ ² [kg]

Q_z- maksymalny ładunek MW przypadający na stopień opóźnienia przy zastosowaniu zapalników milisekundowych

r_s- odległość od miejsca wykonania robót strzałowych do chronionego obiektu

ƥ- współczynnik uwzględniający rodzaj podłoża pod obiektem chronionym (przy c = 2001-3000 m/s – ƥ = 0,021)

ƥ = 0,021

Q_z = $\left( \left( \frac{870*0,021}{1,5} \right) \right)$ ² = 148,35 [kg]

1. dobór średnicy otworów strzałowych d, środków strzałowych i zastosowanego sprzętu strzałowego oraz systemu inicjacji MW w otworach

Dobieram otwór strzałowy o średnicy d = 100 mm, środek strzałowy- materiał wybuchowy Exan ™ Bulk typu ANFO luzem. Materiał ten musi być inicjowany za pomocą pobudzacza typu Pentex ™ o masie co najmniej 100 g. Nie zaleca się używania lontu detonacyjnego.

1. obliczenie jednostkowego zużycia MW wg wzoru Kutuzowa i Suchanowa q

q = 0,13 * γ *$\sqrt[4]{f}$* (0,6 + 3,3 *10^-3 * d * d_s) *$\left( \frac{0,5}{\text{dk}} \right)$^0,4 * $\left( \frac{1000}{Q} \right)$ [kg/m³]

γ = 2,76 Mg/m³ – ciężar objętościowy wapienia marglistego

f = 11 – współczynnik zwięzłości wapienia marglistego

d = 100 mm – średnica otworów strzałowych

d_s = 1 m – średnia odległość między szczelinami w masywie

d_k = 0,4 m – żądany rozmiar średniego ziarna

Q = 621 kcal/kg – ciepło wybuchu stosowanego MW (Centra Gold 100)

q = 0,13 * 2,76 *$\sqrt[4]{11}\ $* (0,6 + 3,3 *10^-3 * 100 * 1) *$\left( \frac{0,5}{0,4} \right)$^0,4 * $\left( \frac{1000}{621} \right)$ = 2,12 [kg/m³]

1. obliczenie pojemności 1 m otworu strzałowego c oraz określenie względnej odległości między otworami m

c = $\left( \frac{\pi*d^{2}}{4} \right)$ * ƥ [kg/m] ƥ- gęstość MW = 820 kg/m³

d = 100 mm – średnica otworów strzałowych

c = $\left( \frac{\pi*{0,1}^{2}}{4} \right)$ * 820 = 6,4 [kg/m]

1. obliczenie długości przewiertu I_pw

I_pw = (8:-: 12) * d [m] d = 100 mm – średnica otworów strzałowych

I_pw = 8 * 100 = 800 mm = 0,8 [m]

1. obliczenie głębokości otworu strzałowego równoległego do ociosu I_o

I_o = $\left( \frac{H}{\text{sinα}} \right)$ + I_pw [m] H- wysokość ściany

α- kąt nachylenia ociosu

I_o = $\left( \frac{15}{sin80} \right)$ + 0,8 = 16,03 [m]

1. obliczenie długości przebitki I_p

I_p = (25:-:35) * d [m]

I_p = 27 * 0,1 = 2,7 [m]

1. obliczenie zabioru Z

Z= $\frac{\mathbf{Z}\mathbf{1 + Zo}}{\mathbf{2}}$

Z₁= $\sqrt{\frac{c*(Io - Ip)}{p*m*H}}$ [m] m – względna odległość między otworami

m= (0,2:-: 1,25); m= 1

m= $\frac{a}{\text{Zo}}$ => a = Z_o

Z₁= $\sqrt{\frac{\mathbf{6,4*(16,03 - 2,7)}}{\mathbf{820*1*15}}}$ = 0,08 [m]

Z_o = $\frac{\sqrt{\mathbf{\text{\ \ }}\mathbf{c}^{\mathbf{2\ }}\mathbf{+ 4*m*}\mathbf{p}\mathbf{*c*H*Io\ \ \ - c\ \ }}}{\mathbf{2*m*}\mathbf{p}\mathbf{*H}}\mathbf{\ }$

Z_o = $\frac{\sqrt{\text{\ \ }{6,4}^{2\ } + 4*1*820*6,4*15*16,03 - 6,4\ }}{2*1*820*15}$ = 0,09 [m]

Z= $\frac{0,08 + 0,09}{2}$ = 0,085 [m]

1. odległość między otworami w szeregu a

a= m * Z [m]

a= 1* 0,085 = 0,085 [m]

1. obliczenie masy ładunku MW w otworze strzałowym Q₁

Q₁ = ƥ * Z*a*H [kg]

Q₁ = 820 * 0,085* 0,085 * 15 = 88,9 [kg]

1. określenie liczby otworów strzałowych na stopień opóźnienia n_z

n_z = $\frac{\text{Qz}}{Q1}$

n_z = $\frac{148,35}{88,9}$ = 1,67

n_z = 1

1. określenie liczby otworów strzałowych w serii n_s

n_s = $\frac{\text{Qp}}{Q1}$

n_s = $\frac{1764,25}{88,9\ }$ = 19,85

n_s = 20

Dla odpalania nieelektrycznego liczba otworów strzałowych w serii przy n_z = 1 n_s < 45. Warunek został spełniony.

1. Dobór parametrów robót wiertniczych

1. obliczenie uzysku urobku z 1 m otworu strzałowego p₁

p₁= $\frac{Z*a*H}{Io - Ipw}$ [m³/m]

p₁= $\frac{0,085*0,085*15}{16,03 - 0,8}$ = 0,0071 [m³/m]

1. określenie liczby wiertnic potrzebnych do zapewnienia ciągłości pracy koparek załadowujących odstrzelony urobek n_w

$\mathbf{\text{\ \ \ \ \ \ \ \ \ \ \ \ \ n}}_{\mathbf{w}} = \frac{W_{h}}{p_{w}*p_{1}}$

W_h – wydajność godzinowa

p_w – postęp wiercenia w jednostce czasu

p₁- uzysk z urobku 1 m otworu

$\mathbf{\text{\ n}}_{\mathbf{w}} = \frac{199,7}{p_{w}*0,0071}$ = [szt]

1. obliczenie ilości długich otworów koniecznych do wywiercenia w ciągu roku dla zabezpieczenia wydobycia i

i= $\frac{\text{Wko}}{p1*(Io - Ipw)}$ [ilość otworów/ rok]

$\text{\ \ \ \ \ \ }\mathbf{i} = \ \frac{1357200}{0,0071*(16,03 - 0,8)} = 12551210$,08 ~ 12551210 [ilość otworów/ rok]

1. określenie koniecznej częstotliwości przeprowadzania odstrzałów w ciągu roku i_s

n_s=20[szt]

i_s =$\frac{i}{\text{ns}}$ [ilość odstrzałów/rok] i_s- ilość odstrzałów w ciągu roku

n_s-przewidywana liczba otworów w jednej serii

$$\mathbf{i}_{\mathbf{s}} = \frac{12551210}{20}\ = 627561\left\lbrack \frac{odstrzalow}{\text{rok}} \right\rbrack\text{\ \ }$$

1. obliczenie czasu potrzebnego na odwiercenie otworów w serii robót strzałowych t₁

t_1- czas wiercenia jednej serii otworów [h]

t₂ - czas wiercenia jednego otworu [h]

t₁ $\mathbf{=}\frac{ns*\text{Io}}{\text{pw}*\text{kw}} = \ \frac{\text{ns}*t2}{\text{kw}}$ [h]

p_w - postęp wiercenia, (23) m/h

k_w - współczynnik wykorzystania wiertnic uwzględniający dodatkowe straty wydajności (k = 0,80 ÷ 0,95)

p_w = [m/h]

k_w = 0,9

t₁ = $\frac{20*16,03}{\text{pw}*0,9} = \ \frac{20*t2}{0,9}$

1. obliczenie czasu wiercenia jednego otworu strzałowego t₂

t₂ = $\frac{\text{Io}}{\text{pw}}$ [h]

t₂ = $\frac{16,03}{\text{pw}}$ [h]

1. Dobór parametrów koparki do pracy w wyrobisku

2. Dobór samochodu technologicznego

3. Wydajności zastosowanych maszyn oraz wykorzystanie układu technologicznego

4. Harmonogram jazdy samochodów

5. Podsumowanie i wnioski

Czas potrzebny na załadunek odstrzelonego uroku na środki transportowe:

n_s=20

p₁=9,3 m³/m $t_{3} = \frac{ns*p1*(lo - lpw)}{\text{Qrz}}$ [h]

lo = 16 m

Q_rzecz = 157 m³/h

lpw = 1m

$$t_{3} = \frac{20*9,3(16 - 1)}{157} = 26,64\ \left\lbrack h \right\rbrack$$

t_{1 ˂} t₃

Warunek dobrze zorganizowanej pracy w przodkach jest spełniony.

Z warunku tego wnika, że potrzebny postęp wiercenia, powinien wynosić:

p_w˃=$\frac{\text{Qrz}}{nw*p1*kw}$ [m/h]

23>=22,086

DOBÓR WIERTNIC:

Dane techniczne wiertnicy:

Hausherr HBM 120

Długość żerdzi: 4 m

Średnica wiercenia: 90 - 170 mm

Głębokość wiercenia: max 56 m
Podwozie: gąsiennicowe

Postęp wiercenia- p_w = 23 m/h

Wydajność wiertnicy w przeliczeniu na objętość urobku:

p_w=23 m/h Q_w=p_w*p₁*k_w [m³/h]

p₁= 9,3 m³/h

k_w=0,9

$$Q_{w} = 23*9,3*0,9 = 192,51\ \left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$

Obliczanie wydajności koparek (ładowarek) jednonaczyniowych

Ładowarka kołowa 972K firmy Caterpillar:

Liczba zaczerpnięć koparki wciągu minuty:

n_e=$\frac{60}{\text{tck}}$ *k_cz [cykl/min]

t_ck= 33 s

k_cz= 0,9

n_e = 1, 63 [cykl/min]

Wyznaczenie pojemności naczynia roboczego i czasu cyklu maszyny:

W_wk = q_u* $\frac{1}{\text{tck}}$ = $\frac{Wh*kr}{3600*kc*kn*kcz}$ [m³/s]

$$W_{\text{wk}} = \frac{153,9*1,5}{3600*0,75*0,8*0,9} = 0,12\ \left\lbrack \frac{m^{3}}{s} \right\rbrack$$

t_ck= 33 sek

q_u= W_wk*t_ck

q_u = 0, 12 * 33 = 3,  96[m³]

Wydajność teoretyczna

Q_t= 60*q_u*n_e [m³/h]

n_{e =} 1,63 cykl/min

Czasy cyklu

Czas cyklu – 33s

pojemność łyżki: q_u= 2,9-6,9 m³ (przyjęte 4 m³)

$$Q_{t} = 60*4*163 = 392,727\ \left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$

Wydajność techniczna:

Q_tech = Q_t* $\frac{\text{kn}}{\text{kr}}$ [m³/h]

Q_t= 392,727 m³/h

k_n= 0,8

k_r = 1,5

$$Q_{\text{tech}} = 392,727*\frac{0,8}{1,5} = 209,455\ \left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$

Wydajność rzeczywista:

Q_rzecz= Q_tech*kc [m³/h]

Q_{tech =} 209,488 m³/h

k_c = 0,75

$$Q_{\text{rzecz}} = 209,488*0,75 = 157,091\ \left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$

Q_rzecz=60* $\frac{qu*ne*kc*kn}{\text{kr}}$ [m³/h]

q_u = 4 m³

n_e = 1,63 cykl/min

k_c = 0,75

k_n = 0,8

k_r = 1,5

$$Q_{\text{rzecz}} = 60\frac{6*1,63*0,75*0,8}{1,5} = 157,091\ \left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$

Wydobycie godzinne kopalni: 153,9 m³/h

Wydajność rzeczywista: 157,091 m³/h

Dwie ładowarki Caterpillar 972K zabezpieczą planowane wydobycie godzinowe kopalni

Obliczanie wydajności transportu (samochodów):

Wymagana pojemność skrzyni środka transportu:

q_u= 4 m³

^k_n= 0,8

n_z= 4 i 8 V_s=$\frac{qu*kn*nz}{\text{kns}}$ m³

k_ns= 1

$$V_{s1} = \frac{4*0,8*4}{1} = 12,8\ \left\lbrack m^{3} \right\rbrack$$

$$V_{s2} = \frac{8*0,8*4}{1} = 25,6\ \left\lbrack m^{3} \right\rbrack$$

Wymagana ładowność środka transport:

q_u= 4 m³

γ_{w =} 2,6 cm/m³

k_n= 0,8

n_z= 4 i 8 Ł_s= $\frac{qu*kn*nz}{\text{kns}}$ *γ_w [Mg]

k_ns=1

L_s1 = 12, 8 * 2, 6 = 33, 28 [Mg]

L_s2 = 25, 6 * 2, 6 = 66, 56 [Mg]

W oparciu o wyznaczone wielkości wymaganej pojemności skrzyni i ładowności środka transportu dobrano wozidło przegubowe Caterpillar 730 Ejector:

Pojemność skrzyni samochodu: 22 m3

Ładowność skrzyni: 57,2 Mg

Cykl pracy załadunku i transportu:

- odległość od zakładu przeróbczego 5 km

- prędkość jazdy z ładunkiem 35 km/h

- prędkość jazdy bez ładunku 50 km/h

Cykl pracy samochodu

t_cs= t_l + t_jp + t_mw + t_p + t_o

t_ip = 8,57 min

t_mw = 1 min

t_p = 6 min

t_o = 1 min

t_cs = 5, 67 + 8, 57 + 1 + 6 + 1 = 22, 24 [min]

Czas załadunku samochodu

t_l= $\frac{Vs*tck*kns*kr}{qu*kn}$ [min]

V_s= 22 m³ (dla n_z=7)

t_ck =33 s (czyli 0,55 min)

k_ns=1

k_r= 1,5

q_u= 4 m³

k_n= 0,8

$$t_{l} = \frac{22*0,55*1*1,5}{4*0,8} = 5,67\ \left\lbrack \min \right\rbrack$$

Wykorzystanie pojemności skrzyni samochodu w odniesieniu do 8 pełnych cykli ładowarki:

V_s-t =q_u*$\frac{\text{kn}}{\text{kr}}$ * 7 [m³]

$$V_{s - t} = 4*\frac{0,8}{1,5\ }*7 = 14,93\ \left\lbrack m^{3} \right\rbrack$$

Wydajność techniczna samochodu:

Q_st = 60* V_{s- t *} $\frac{1}{\text{tcs}}$ [m³/h]

$$Q_{\text{st}} = 60*14,93*\frac{1}{22,24} = 40,28\ \left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$

Ilość potrzebnych samochodów:

n_s= $\frac{Wh}{\text{Qst}}$

W_h=153,4 m³/h

$$n_{s} = \frac{153,9}{40,28} = 3,82 = 4\ sam\text{ochody}$$