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    辽宁工程技术大学-露天矿课程设计说明书(共42页).doc

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    辽宁工程技术大学-露天矿课程设计说明书(共42页).doc

    精选优质文档-倾情为你奉上辽宁工程技术大学本科课程设计说明书学生姓名:指导教师:专业班级:学 号:时 间:2014.12综合成绩:专心-专注-专业摘要本文为露天课程设计说明书,某煤田矿位于内蒙西部地区,煤层呈单斜赋存,煤层倾角40°,平均水平厚度为47m。剥离物上部为沙土层平均厚度7m,顶板岩层由两层构成,上部为砂页岩,下部为砂岩,底板岩层自上而下由泥页岩和砂页岩构成。介绍了从煤田地质概况,露天矿合理帮坡角确定,在认识地形图的基础上试算并确定最终帮坡角,露天开采境界,开采工艺选择及设备选型,确定开采参数和开采程序,用煤岩累计值画出v=f(p)曲线;依据所绘曲线确定投、达产点并进行剥采比均衡,算出均衡后的剥采比以及均衡年限,开拓运输系统,确定主要设备数量,最后,绘制出达产后某一时期的工程位置平面图。目的是让我们学习露天设计的过程。设计成果:课程设计计算说明书一份,露天矿开采最终平面图(A0图纸一张),露天矿开采境界横断面图(A0图纸一张)。关键词:露天开采;开采工艺;设备选型;开采参数;开采程序; v-p曲线绘制及生产剥采比均衡AbstractThis paper is designed to open course manual, a coal mine is located in the western Inner Mongolia area, coal seams are monoclinic occurrence, coal seam dip angle is 30 °, the average thickness of 47m. The overburden abovethe average thickness of sand layer 7m, roof is composed of two layers, the upper sand shale, sandstone rock bottom lower part, from top to bottom byshale and sand shale.Introduced from the coalfield geology, slope angle to determine reasonablehelp open pit mine, based on knowledge of topographic map on trial anddetermine the final slope angle, pit, selection of mining technology andequipment selection, the determination of mining parameters and miningprocess, coal rock accumulated value draw v=f (P) curve; on the basis of thepainting curve to determine the investment, production and stripping balance,calculate the balance after the stripping ratio and balanced life, development and transportation system, determine the main equipment quantity, finally,draw the engineering location plan after a certain period of time.The purpose is to let us learn the open design.Results: the curriculum design of a manual design calculations, open-pit mining final plan (A0 drawings a), open-pit mining realm cross-sectional diagram (A0 drawings a).Keywords: strip mining; mining; mining equipment selection; parameter;extraction procedure; V-P curve drawing and production stripping ratio equilibrium 目录参考文献.31 总论1.1 课程设计概述1.1.1 课程设计题目露天矿开采设计1.1.2 设计初始条件顶帮最终边坡角31°;底帮沿煤层底板降深,帮坡角为27°;端帮帮坡角为29°台阶高9m;沙土台阶坡面角50°,煤岩台阶坡面角55°;露天矿采矿场最小底宽18m;经济合理剥采比6m³/ m³。1.1.3 要求完成的主要任务(1). 设计任务:确定合理帮坡角;在所给定的剖面图上运用图解法计算开采境界,并在地质地形图上圈定开采境界;选择开采工艺;进行设备选型;确定开采参数;确定剥采程序,包括台阶划分、采区划分和开采顺序、拉沟方案及工作线布置方式;采剥工程量计算,绘制V-P曲线并均衡生产剥采比,确定达产、投产位置;计算基建工程量、过渡期等;露天矿开拓运输道路定线,绘制露天矿开采最终平面图;确定露天矿各工艺环节设备能力及数量,进行生产能力验证;编写课程设计计算说明书。(2). 设计成果:课程设计计算说明书一份,露天矿开采最终平面图(A0图纸一张),露天矿开采境界横断面图(A0图纸一张)。1.2 设计依据和技术经济原则1.2.1 设计依据 课程设计任务书 矿床地质资料a. 地质地形(平面)图1张b. 地质横断面图2张c.煤炭工业露天矿设计规范d.中国采矿设备手册e.露天采矿手册1.2.2 设计技术经济原则露天矿开采境界按境界剥采比不大于经济合理剥采比的准则设计。1.3 设计方案和设计内容简述我的方案选用电铲-单斗汽车工艺,底板露矿拉沟,剥离最上层泥土层倾斜划分,下部岩矿采用水平分层,出入沟采用内部沟,先直进式到达端帮后回返。2 煤田地质概况2.1 矿区地质条件某煤田矿位于内蒙西部地区,煤层呈单斜赋存,煤层倾角40°,平均水平厚度为47m。剥离物上部为沙土层平均厚度7m,顶板岩层由两层构成,上部为砂页岩,下部为砂岩,底板岩层自上而下由泥页岩和砂页岩构成。2.2 矿区地形条件矿区内地表地形为北高南低的鞍形山坡。地形图如附图I所示,比例为1:2000。图2-1 地形图Figure 2-1 topographic map矿区内有6条勘探线,其横剖面图I-I,-,-,-,-,-,比例为1:1000。图2-2 横剖面图Figure 2-2 cross section2.3矿区工程地质条件矿区内无大的断层,地质构造简单。表2-3 岩层力学指标Table 2-3 rock mechanics parameters 岩性容重(t/m3)内摩擦角(°)凝聚力C (Kpa)煤层1.4530.5151.37沙土1.9529.5045.13泥页岩2.4027.0166.51砂页岩2.3728.0190.65砂岩2.2232.0175.102.4 煤质煤的容重为1.45t/m3,回采率为95%,废石混入率4%,设计中采用的经济合理剥采比6m3/m3;2.5 露天矿坑底境界露天矿在走向方向上西部坑底境界以I-I勘探线西100m为界,东部坑底境界以-勘探线东100m为界;2.6 设计生产能力根据煤炭地质储量和露天矿范围,以及煤炭市场需求,确定该矿设计生产能力为60万吨原煤。3 露天矿合理帮坡角确定3.1 影响边坡稳定性的因素(1) 岩性的影响包括岩石的矿物组成、物理化学性质及岩石的结构等,这些因素的不同导致岩体承受地应力的能力有所差异,直接影响着边坡的稳定性。(2) 岩体结构面、结构体、岩体结构的影响岩体中存在的弱层、断层以及一些节理、裂隙使得岩体的强度与岩石的强度比减弱。(3) 构造应力的影响随着露天采场的开发,使边坡岩体初始应力重新分布,以水平方向为特征的构造应力的不均匀释放会引起岩体向采空区回弹和膨胀,使原有的裂隙进一步扩大,或者造成新的卸荷裂隙,从而降低了岩体强度,边坡稳定性下降;构造应力容易在坡角处产生应力集中,降低了边坡稳定性。(4) 水的影响水对边坡的不利影响主要表现在:软化岩石,降低其强度,以及对边坡的静水压力与动水压力作用。(5) 爆破作业、震动的影响露天矿爆破作业对边坡稳定性的影响,一是爆破震动力增加了边坡的滑动力,二是爆破作用破坏边坡岩体,降低了岩体的强度,使雨水、地下水易于沿爆破裂隙渗透,加速岩体风化。也可能在爆破震动力和岩体破坏、强度降低的共同影响下使边坡稳定性降低。3.2 边坡稳定性分析表3-1 稳定系数KTable 3-1 stability coefficient K3.3 帮坡角的确定应用软件按不同边坡角试算稳定系数,使最终假设的帮坡角满足安全储备系数的要求(1)北帮(工作帮)帮坡角确定首先假设工作帮坡角为28°,然后将非工作帮的各点坐标输入到软件当中,并将整个岩层的位置与力学性质输入到软件中,进行建模与分析,得出当帮坡角为28°时,安全系数为1.198,不符合要求,将帮坡角修改为31°,重新建模与分析,安全系数为1.390,满足安全系数要求。图3-2 北帮帮坡角稳定性验算模拟图Figure 3-2 north slope stability checking simulation graph(2)南帮帮坡角确定首先假设非工作帮坡角为30°,然后将非工作帮的各点坐标输入到软件当中,并将各岩层的位置与力学性质输入到软件中,进行建模与分析,得出当帮坡角为28°时,安全系数为1.277,满足安全系数要求。图3-3南帮帮坡角稳定性验算模拟图Figure 3-3 the south slope stability checking simulation graph(3)端帮帮坡角确定首先假设端帮帮坡角为31°,然后将端帮的各点坐标输入到软件当中,并将各岩层的位置与力学性质输入到软件中,进行建模与分析,得出当帮坡角为29°时,安全系数为1.37,满足安全系数要求。4 露天开采境界露天开采境界是技术上可能,经济上合理的露天开采范围界限。露天开采境界的要素:露天矿底周界、地表境界、合理开采深度、最终帮坡角。合理的露天矿开采境界极为重要。露天开采境界大小影响矿场内的矿岩量,露天矿的规模及服务年限,基建工程量,建设年限及达产年限,设备选型配套,劳动定员和效率,产品成本和赢利,基建投资及合理利用,投资经济效益等。影响露天矿开采境界的因素:(1)社会主义建设的方针政策。如劳动保护,经济政策,综合利用及环境保护法等。(2)自然因素。包括矿床埋藏条件,矿石及围岩性质,地形,河流,冲沟等。 (3)技术经济因素。包括开采工艺及设备,矿岩质量,设备供应情况及国民经济发展水平等。(4)其他因素。包括:地面主要建筑物,城市,铁路等。其中促进露天开采的有:矿体易发火的高硫矿床,含泥多的或矿岩和围岩松软的矿床,应用地下开采在安全和技术上有较大的困难,这时尽可能扩大露天矿开采境界。4.1 露天矿底宽的确定露天矿的底宽与运输设备和调车方式有关,由于选用单斗电铲汽车运输工艺,并采用折返式调车,因此Bmin=Rmin+0.5(B+L)+2eRmin汽车道路的最小回转半径,取汽车最小曲线半径的1.2倍,m;B汽车宽度,3m;L汽车长度,7.4m;e安全距离,一般0.51.0m; Bmin=1.2×8.5+0.5×(3+7.4)+2×1=18m由于Bmin47m(煤层厚度),为了保证经济合理,露天矿底宽,按露采、井工开采盈利相得求底宽: M(dd-cd)=Bt(dc-a)dd井工采煤售价,元/t;cd井工开采成本,元/t;dc露天采煤售价,元/t;a露天纯采煤成本,元/t; 露天矿底宽B=maxBt,Bmin因此,该矿露天矿底宽B=18m。图4-1折返式调车示意图4.2 合理开采深度的确定确定合理开采深度的方法有三种,分析计算法、方案分析法、图解法。我们采用图解法来确定开采深度(1)在顶帮(或底帮)地表取若干个地表境界位置,(2)按最终帮坡角过,做顶帮(或底帮)最终边坡线,与矿体顶(底)板矿岩接触线交于,(3)延长,至,使=(4)连接各点,与矿体底(顶)板矿岩接触线交于O点(5)由O点向上返至O',O'到地表的距离即为合理开采深度。I断面和断面确定合理开采深度的步骤已手工完成。由断面确定的底面标高为19.46m,由断面确定的底面标高为14.47m。最后圈定境界图如下:图4-2 初步境界图Figure 4-2 initial state diagram5 开采工艺选择及设备选型5.1 开采工艺选择开采工艺选择原则:(1) 充分考虑各种工艺;(2) 设计应遵循市场经济原则,力求投资少、成本低、效益好;(3) 应结合本矿的井田范围、资源量、煤层赋存条件、生产规模等选择开采工艺;(4) 开采工艺应适应矿区气候条件。5.1.1 表土层表土层为松软的砂土层,所以选择使用单斗挖掘机汽车开采工艺。5.1.2 岩石顶板岩层由两层构成,上部为砂页岩,下部为砂岩,底板岩层自上而下由泥页岩和砂页岩构成,所以选择使用单斗挖掘机汽车工艺。单斗挖掘机汽车工艺具有:对岩性的适应性强;剥采作业灵活,可以实现横采和之字形行走;对矿床赋存条件适应性强,选采效果好;爬坡能力强,一般可达8%10%,转弯半径小,机动灵活,建设速度快,开采强度大,矿山基建工程量小,投资小,基建时间短等优点。5.1.3 煤层选单斗挖掘机汽车工艺,结合本矿煤层硬度、倾角的特定条件,煤层开采推荐采用机动灵活的单斗挖掘机汽车工艺。5.2 开采工艺确定综合本矿上述对土、岩、煤的开采工艺分析,单斗电铲-汽车工艺对矿床地质条件适应性强,适用于地形复杂、长度短、矿体产状复杂的露天矿。本设计使用机械式单斗挖掘机汽车开采工艺,具体方案如下:a 表层土、岩采用单斗挖掘机汽车开采工艺;b 煤顶板以上岩层采用单斗挖掘机汽车开采工艺;c 煤层采用单斗挖掘机汽车开采工艺。5.3 设备选型本矿设计产量为0.6Mt/a,为小型露天矿,机械式挖掘机宜采用斗容为14m³,一般一车应装46斗,由目前小型露天矿采用的主要挖掘设备斗容及满斗系数(本矿Km0.95),依据表1-1,结合海州露天矿的生产实际,可大致确定本矿均采用WK-2型单斗挖掘机剥离和采煤。配备BZKD20式(载重20t)自卸式卡车剥离和运煤。5.3.1电铲的型号根据中国采矿设备手册,如下图:图5-1 常见电铲参数Figure 5-1 common shovel parameters选择机械式单斗挖掘机: WK2表5-2 WK-2主要性能参数The main performance parameters of 5-2 WK-2最大采掘高度9.5m最大卸载半径10.1m最大挖掘半径11.6m最大挖掘深度2.2m最大卸载高度6.0m标准斗容2m³最大爬坡角度15°理论生产率300m³/h回转90°工作时间24s行走速度1.22Km/h5.3.2自卸汽车表5-3汽车:BZKD20型自卸汽车主要性能参数表Table 5-3: the main performance parameters of BZKD20 dump truck scale设备型号BZKD20载重 t20自重 t 16车厢容积 m³平装10.7堆装13.9最大爬坡能力 29最小转弯半径 m8.5最高时速 km/h38(普通档)50(超速档)外形尺寸mm×mm×mm7365×2909×3110从上表可知,KW-2电铲最大卸载高度符合运输车高的要求。6 确定开采参数和开采程序6.1 概述露天矿的开采程序是指在开采境界内,采剥工程在时间和空间上的发展变化方式,即采剥工程的初始位置、在水平方向的扩展方式、在垂直方向的降深方式,以及工作帮的构成特征等。在一般情况下,开采程序所需研究的主要内容有:(1)开采台阶的划分(2)采剥工程初始位置的确定(3)采剥工程在水平方向的扩展方式(4)采剥工程在垂直方向的降深方式(5)工作帮的构成及工作帮坡角。开采程序和生产工艺系统以及开拓运输方式有密切联系。它往往会影响生产工艺系统和开拓运输方式的的选择与确定。6.2 确定开采参数开采参数包括:台阶高度、采掘带宽度、工作平盘要素、最小工作平盘宽度、工作线长度等。 台阶划分主要考虑台阶形式,如水平台阶,倾斜台阶,或者二者兼有,另外需确定台阶高度,本设计已根据所选电铲最大挖掘高度为9.6m,确定台阶高度为9m,随着开采过程中的实际划分煤层台阶做相应调整。台阶划分原则:1、 确保安全,充分发挥设备效率;2、 同一台阶内岩性尽量保持一致;3、 有利于选采,确保矿石质量;4、 台阶标高尽量为整数,以方便管理;台阶划分主要可分为水平分层和倾斜分层。台阶以水平分层有利于采掘和运输设备作业,台阶工作平盘一般为水平的,有时为了排水的要求也可稍带坡度。倾斜分层一般在矿体倾角较缓(8 °时考虑采用,其设备作业条件较水平分层相对困难,设备作业效率低,但有利于煤岩交界处的采选,减少煤岩混杂的情况。由于本矿煤层呈单斜赋存,煤层倾角40 °,平均厚度约47m,煤层中斜单一厚煤层,为提高设备作业效率,减小辅助工程量,本设计采用剥离最上层泥土层倾斜划分,下部岩矿采用水平分层。6.2.1台阶高度确定台阶高度主要因素有:矿岩的埋藏条件、矿岩性质、采掘设备类型规格及作业方式、穿孔爆破工作、运输线路的布置、开采强度、延伸速度、台阶稳定性等。根据本矿表土和煤岩普式系数,本矿砂土层不爆破,煤岩采用双排孔爆破。则根据挖掘机的技术参数确定台阶高度。无需爆破:式中:挖掘机推压轴高度; 挖掘机最大挖掘高度; H 台阶高度,m。确定剥离和采煤台阶标准高度均为9m。6.2.2台阶坡面角 表6-1不同岩石的硬度的工作台阶坡面角和稳定坡面角Table 6-1 different working bench slope angle and the stability of slope angle岩石硬度工作台阶坡面角台阶稳定坡面角土岩45°55°40°50°=2555°60°50°55°=5660°65°55°60°=6865°70°60°65°=8以上65°75°60°70°根据煤、剥离物的力学性质及材料给的参数,可以确定砂土层不需要爆破,台阶坡面角取50°,煤岩需要爆破,台阶坡面角取55°。6.2.3采掘带宽度采掘带宽度影响因素:1)穿孔爆破参数(行距、排数、边眼距等);2)挖掘机采掘方法影响(横采垂直工作线、“之”字型走行开采等);3)工作帮工作平盘宽度限制及工作帮坡角的要求;4)开采经济效益根据挖掘机的工作方式: A=(1.01.7) 式中: A 采掘带宽度; 挖掘机站立水平挖掘半径8.5m;采掘带宽度取914m;根据爆破参数: 式中: A采掘带宽度;H台阶高度,台阶高度取12m;b炮孔排距;Wp底盘抵抗线,按钻孔作业安全条件确定,根据台阶高度确定,按炮孔孔径倍数确定,综合以上因素Wp最终确定为5.4m; n炮孔排数,取2排;C边眼距,取3m;图6-2 采掘带要素Figure 6-2 mining belt elementsA采掘带宽度;H台阶高度 b炮孔排距;Wp底盘抵抗线h炮孔超深 A=9*cot55°+4.32+3=13.614考虑以上因素,采掘带取14m6.2.4平盘宽度表土不需要爆破时 式中:Bmin工作平盘宽度; A采掘带宽度; C内侧运输中心线路距台阶坡底线的安全距离; D运输道路宽度; 车道数 汽车后轮距;2.07 两车车厢间距,0.71.7m; 车后轮外缘距路面的距离,取0.41.0m;双车道道路宽度D=7.64m e外侧运输中心线距下一台阶稳定坡面线的距离3m; F实际坡面线与稳定坡面线的距离; 代入数值计算得F=1.25m Bmin=A+C+D+e+F=14+3+7.64+3+1.25=28.830m表土一下岩石需要爆破,Bmin=A+C+D+e+F+G参数同上,G为爆堆伸出距离,取6m具体平盘宽度要素如下图:本矿工作平盘宽度为36m,具体平盘宽度要素如下图:图6-3 平盘宽度要素Figure 6-3 Berm Width factor6.2.5工作线长度 根据单斗卡车工艺及开采强度,采掘工作线长度不小于300m。本矿走向长度1200m,工作线长度取1200m。6.3 工作帮初始位置,推进方向,工作线发展方式1.拉沟位置选择的原则:(1)保证露天矿的生产能力;(2)尽量减少初期建设工程量,减少基建费用;(3)选采条件好,提高矿石质量;(4)尽量缩短煤和剥离的运距; 2.始拉沟位置选择的原则、煤层埋藏深浅、露煤速度快慢等因素,决定沿矿体走向在境界内全长拉沟。我的方案是顶板拉沟,向两侧推进,纵采。这样有利于矿石选采,煤质相对较好,同时见煤相对较快,方案可行。6.4 矿山工程延伸程序为了建立新开采水平而进行的推帮,掘沟工程在时间空间上的作业顺序叫做矿山工程延伸程序。我的方案的是沿煤层顶板降深。6.5工作帮初始位置及推进方向1.拉沟位置选择的原则:(1)保证露天矿的生产能力;(2)尽量减少初期建设工程量,减少基建费用;(3)煤质相对较好;(4)尽量缩短煤和剥离的运距;我的方案底帮拉沟,由底帮向顶帮推进。因为剥采工程初期位置接近于矿体,基建剥离量比较少,投产和达产快,可以布置多个采掘工作线,对扩大生产有利。6.5.1初始拉沟位置确定 考虑露天矿初始拉沟位置选择的原则、煤层埋藏深浅、露煤速度快慢等因素,决定沿体走向在境界内全长拉沟。 6.5.2 开段沟沟底宽折返调车:回返调车:Rmin汽车道路最小回转半径,取汽车最小曲线半径的1.2倍e安全距离,一般0.51.0米;B汽车宽度;Lc汽车长度;该矿选用折返式车,因此开段沟的宽度为18m。7 v=f(p)曲线绘制及生产剥采比均衡7.1 绘制v=f(p)曲线7.1.1 按台阶划分画出工程延深每个水平的工程位置图7-1一断面工程位置图Figure 7-1 one section project location map图7-2 三断面工程位置图Figure 7-2 three section project location map 7.1.2计算矿山工程延深到一定位置的矿石量和剥离量考虑到有回采率废石混入率容重;回采率;r废石混入率;表7-3 矿岩工程量表Table 7-3 rock engineering scale7.1.3绘制v=f(p)曲线图7-4 v-p曲线图Figure 7-4 V-P curves7.2 均衡生产剥采比7.2.1均衡生产剥采比的原则1) 均衡后的生产剥采比必须介于按max,min绘制的V-f(p)曲线之间,2) 均衡后的生产剥采比变化幅度不宜过大,剥离量最好取挖掘设备年生产能力的整数倍;3)均衡期数不宜过多,尽量少;4)每一期均衡时间一般不少于5年;5)尽量减少第一期的生产剥采比;6)均衡后的生产剥采比不大于经济合理剥采比。表7-5 均衡第一期参数Table 7-5 equilibrium first period parameters7.2.2均衡生产剥采比的目的露天矿自然生产剥采比的变化规律为从小到大再到小,如果不均衡生产剥采比,矿山投入的设备,人员,地面生产设施都需要按剥离高峰期确定,造成投资的浪费,经济效果差,均衡生产剥采比可使露天矿山在某一时期内,以恒定的剥采比生产,有利于改善投资经济效果。7.2.3均衡生产剥采比方法和步骤1) 确定投产点采矿工作面已经形成;开拓运输系统已经形成;投产当年可达计划生产能力的1/3,1/2;投产后矿石生产能力可逐年增加;投产年末留有当年产量的1/61/4可采矿量。2) 确定达产点已经达到设计生产能力,且nsnj 达产年末留有当年产量的1/61/4的可采矿量根据v=f(p)曲线可知,投产点即为达产点,均衡第一期生产剥采比为4.4m³/m³,均衡第一期时间为5.2年。时期煤量 (m³)岩量 (m³)均衡剥采比(m3/ m3)对应f(p)曲线均衡年限(a)均衡第一期3.8红线5.78开拓运输系统8.1 开拓运输系统概述开拓系统:开辟地表至工作水平,以及工作线之间的运输联系的通道系统。开拓运输线路系统:开拓系统加上工作平盘的运输联系。8.2 外部沟与内部沟的选取外部沟:开拓沟道境界之外。内部沟:开拓沟道境界之内。区别:外部沟:沟道平直,对运输有利,沟道不受境界形状影响,外部沟比内部沟在运距上缩短。但外部沟工程量大。内部沟:形状不如外部沟平直,沟道受境界影响。考虑到该露天矿的自然地质条件,技术因素、经济因素等多方面的考虑,该矿选用内部沟。8.3 固定坑线与移动坑线的选取1.固定坑线:开拓沟道布置在非工作帮,沟道位置不随工作帮的推进而改变。优缺点:(1)坑线质量好,对运输有利;(2)不因移设开拓干线影响生产;(3)在整台阶上作业,对穿、爆、采有利;(4)工作帮坡角大;(5)缓倾斜矿床,实现内排困难;(6)境界运距大;(7)新水平准备时间长,端帮扩帮量大,建立运输环线; (8)受工程地质,水文地质影响大;2.移动坑线:开拓沟道布置在工作帮,沟道位置随工作帮的推进而改变。(1)坑线质量差,对运输不利;(2)移动开拓干线影响产量;(3)存在三角帮子,对穿、爆、采、运不利;(4)工作帮坡角小;(5)对缓倾斜矿床,可实现内排;(6)新水平准备时间短,无需建立工作帮与排土帮的环线联系;(7)受工程地质,水文地质影响小。公路开拓大致分为固定坑线,半固定坑线和移动坑线,由于移动坑线缩短外运距离的经济效果显著,汽车移动坑线的设置和新水平准备比较简单,且为了利用采空区内排的需要,都应该采用移动坑线。所以本设计使用移动式坑线。 考虑到该露天矿的自然地质条件,技术因素、经济因素等多方面的考虑,该矿选用移动坑线。 8.4开拓沟道尺寸沟道参数包括纵面坡度、沟道长度、沟道坡面角、沟道深度及沟底宽。其具体参数分述如下:(1)沟道纵坡1)出入沟时,取运输设备的限制坡度i=8%,2)开段沟一般无纵面坡度。(2)沟道长度1)出入沟:L=h/i,m 式中:h台阶高度,m 沟道纵坡,8%。计算得L取113m。图8-1 沟道参数Figure 8-1 channel parameters8.5开拓沟道定线8.5.1定线原则1) 实现已定的开拓运输系统,满足开采工艺以及开采程序要求,并与总平面布置协调一致;2)采用已定技术参数;3)尽量缩短矿、岩运距,避免反向运输;4)填挖土、石方工程量小以及线路短;5)综合经济效果好8.5.2定线方法1)按照已圈定的境界,画出底周界;2)根据台阶坡底线之间的距离,由下至上绘制台阶坡顶线,处理好与地形等高线的尖灭关系和运输设备的最小转弯半径3)初步定线,按照确定的坑线出口位置自上而下确定坑线的大致位置,4)详细定线,根据初步定线结果,按从下至上顺序依次绘制各开拓沟道及台阶坡顶线。结果如图:图8-2 最终平面图Figure 8-2 the final plan9 主要设备数量计算9.1 挖掘机生产能力9.1.1单斗挖掘机台班能力E勺斗的容积,2立方米;tj挖掘机完成一勺采装的技术周期时间,25s;kf电铲移动,处理大块、选采等辅助操作系数,0.50.9Kw挖掘系数,0.75,Kw=Km/Ks,Km满斗系数,Ks松散系数;T挖掘机班工作时间,8h;班工作时间利用系数,铁路运输0.40.5,汽车运输0.60.7,胶带或倒堆作业0.90.95;=(3600x2/25)x0.75x0.8x8x0.6=829.44m³/h9.1.2单斗挖掘机台年能力m挖掘机年日历工作班数,990班 w挖掘机出动率,80%;Qwn= Qw·m·w=829.44x990x0.8=.48m³/a.台9.2 挖掘机数量9.2.1剥离用挖掘机数量n挖掘机数量;V剥离量;均衡生产剥采比后,均衡第一期剥采比为4.44 m³/m³,均衡第一期年剥离量为V=9572.7*1000/5.2=.8 m³n=V÷Qwn=.8/.483台9.2.2采煤用挖掘机数量 =2153.96*1.45*1000/5.2/.480.95=1台综上,总共需要挖掘机数量为4台。9.3自卸卡车运输能力9.3.1 卡车台班生产能力 t/台班 汽车容(载重)量,t; 汽车载重利用系数,取0.95; 汽车工时利用系数,其值由班日历时间乘以作业率求得。通常一班作业率0.9,二班作业率为0.8,三班作业时间为0.75;汽车周转时间,式中: , , 装载斗数 ,取5斗汽车入换时间,取20s挖掘机作业循环时间,取25s卸车时间,取1min调车时间,取1min停留时间,取1min =(5x25+50)/60=2.4 min =2x60x1545/18/3.6=10.3,min(走行往返时间) 矿岩平均运输距离,1545m 汽车平均运行速度按表中数据取值为18km/h表9-1 汽车平均速度和运距Table 9-1 vehicle average speed and distance运距/km0.51.01.52.02.53.03.5卡车平均速度/kmh-114161820222425最终确定 =2.4+1+10.3+1+1=15.7 min A=480*20*0.95*0.9/15.7=522.8 t/台班 9.3.2 卡车台年生产能力 , t/台年 式中:年工作日数,330天 日工作班数,3班An=330x3x522.8=.5 t/台年9.4卡车数量运岩需汽车数量为 n汽车数量; V剥离量;岩石容重均衡生产剥采比后,均衡第一期剥采比为4.44 m³/m³,均衡第一期年剥离量为V=9572.7*1000/5.2=.8n=.8*2.37/.5=9台运矿需汽车数量为 n=2153.96*1.45*1000/5.2/.5=2台9.5牙轮钻机的台班生产能力牙轮钻机的台班生产能力即是每台牙轮钻机每一班工时内钻进的米 数,台班生产能力可按下式计算:式中: Vb ¾ 牙轮钻机台班生产能力,m/台班;V ¾ 牙轮钻机机械钻进速度,cm/min;Tb ¾ 班工作时间,h;h ¾ 班工作时间利用系数,一般情况下h0.40.5。牙轮钻机的机械钻进速度是牙轮钻机的重要技术性能指标,它与钻机的性能、钻头的形式、钻孔的直径、穿凿矿岩的硬度等诸因素有关,可按下面的经验公式近似计算: 式中:P ¾ 轴压,N;n ¾ 钻具的转速,r/min;D ¾ 钻头的直径,cm;f ¾ 岩石的坚固性系数;9.6钻机的台年综合效率钻机的台年综合效率是钻机台班工作效率与钻机年工作时间利用率的函数。影响钻机工作时间利用率的主要因素有两方面:一是因组织管理不科学造成的外因停钻时间;另一方面是钻机本身故障所引起的内因停钻时间。表9-2部分露天矿牙轮钻机平均台年综合效率T

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