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    采矿工程露天开采-毕业设计.doc

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    采矿工程露天开采-毕业设计.doc

    目 录摘 要1Abstract2第一章地质部分11.1 矿区地理位置和气候1矿区地理交通位置1矿区气候条件11.2 矿体地质1矿体的特征1矿体与围岩的性质2第二章 露天开采境界52.1 影响露天开采境界的主要因素52.2 确定露天开采境界的原则和方法依据5露天开采境界设计的考虑原则5确定露天矿境界的主要原则如下6露天矿境界确定的方法与原则62.3 确定境界所需的技术经济指标7经济合理剥采比的选定7露天矿的最小底宽7采场最终边坡角8台阶最终坡面角和台阶高度8安全平台和清扫平台及运输平台82.4 最终开采深度的确定9境界剥采比的计算9最终深度标高的确定102.5 圈定露天矿开采境界的结果10露天矿底部周界10露天开采境界的参数10第三章 矿岩采剥工程123.1 概述123.2 穿孔工作13穿孔设备的选择13设备生产能力的确定14设备数量的计算14二次破碎方法和所需的设备数量143.3 爆破工程16爆破方法的选择16爆破方法及爆破器材16爆破参数的确定183.4 装车工作19采装设备的选择19采装工作面参数及工作平盘的配线方式19挖掘机生产能力的确定21第四章 排土工作224.1 排土场位置的选择及排土容积的计算22选择排土场位置的选择22排土场的容积224.2 排土方法的选择及堆置要素的确定22选择排土的方法22排土工序23确定排土场参数234.3 排土线生产能力24第五章 露天矿主要技术经济指标25参 考 文 献26摘 要本次课程设计的是达茂旗石宝铁矿中区露天开采,设计年产为130万吨。设计台阶坡面角为70°。台阶高度为10m;安全平台宽度为5m;清扫平台宽度为12m,露天矿最小底宽为21m,由此确定露天矿上盘最终坡面角40下盘最终坡面角为43°,采场最大长度811m,最大宽度为455m,最终开采底部标高为1456m。露天矿境界内可采储量2797.64万吨,可采年限23年。运输设备为BJ-371型自卸汽车和三台WK-4型电铲。均衡剥采比为3.2t/t。设计采用3台KQ150型潜孔转机进行穿孔,斜线起爆。采用汽车运输排土机排土。关键词: 露天开采 剥采比 爆破Abstract The curriculum design is the Shi Bao iron ore in open pit mining district, designed with an annual output of 1300000 tons. Design of bench slope angle is 70 degrees. Step height is 10m; safety platform width of 5m; cleaning platform width of 12M, open-pit minimum bottom width of 21m, the determination of open-pit slope angle on the final 40 lower final slope angle is 43 degrees, stope maximum length of 811m, the maximum width of 455m, final mining bottom elevation of 1456m. Open pit mine ground within the recoverable reserves 27976400 tons, recoverable period of 23 years.Transport equipment for type BJ-371 dump truck and three WK-4 type electric shovel. Balanced stripping ratio of 3.2T / T. Design using 3 KQ - 150 Type DTH turn for perforation, oblique detonation. The motor transport - dumping machine dump.Key words: surface mining stripping ratio blasting第一章地质部分1.1 矿区地理位置和气候 包头市达茂旗石宝铁矿有限责任公司(以下简称石宝铁矿),位于内蒙古自治区包头市达茂联合旗石宝乡境内,西南距包头市198km,东南距呼和浩特市97 km,北距达茂旗政府所在地百灵庙镇65km,呼百公路在矿区通过,并与包固百公路相通,公路交通便利。矿区属丘陵地区,四周地势比较平坦,海拔高度平均为16501655m.该地区属华北干燥大陆气候,降雨集中在78月份,冬季较长。矿区周围为半农半牧区。1.2 矿体地质三合明铁矿中部露头区,自线XII以东F17断层,长约1600m,矿体地表出露最长达1250m,露头最大宽度106米。矿体厚度变化变化较大。矿体沿倾斜方向最大延伸为450m,一般延伸为300m左右。随深度增加逐渐变薄,并迅速尖灭,而品位亦有变低的趋势。矿体形态基本为层状或似层状,因后期构造运动影响,产生一系列的倾伏褶皱构造,矿体的形态和产状各处不一。 区内出露的地层主要为下元古界三合明群(Pt15),其次为新生界老第三系(E)和第四系(Q),该铁矿赋存于三合明群之中。三合明群含矿层自下而上分为六个岩段,但在中部露头区仅出现四个岩段,由老到新分述如下:a下角闪岩段:下部为中细粒角闪岩夹石英岩、透闪岩扁豆体;上部为磁铁透闪片岩、石榴黑云片岩夹斜长黑云片岩,条带状磁铁石英岩、石英岩及石英透闪岩扁豆体。本层构成中部露头区矿体的底板。b下磁铁石英岩段:分布在矿区中部,为条带状磁铁贫矿夹磁铁透闪片岩、石英岩扁豆体。矿石以条带状构造为主,沿矿层走向变化大,为本区中部露头区的主矿体。c片岩段:该层为中部露头区矿体的顶板围岩,矿体为磁铁透闪片岩,其次为石榴黑云片岩、石榴透闪片岩,上部为厚层石英岩夹透闪片岩,其次夹薄层磁铁透镜状。d中角闪岩段:角闪岩斜长角闪岩夹石英岩,透闪岩,赤铁石英岩及透闪片岩透镜体。岩浆岩 矿区内岩浆岩不甚发育,规模一般不大,均呈脉状产出。已发现的有:闪长岩脉、闪斜煌斑岩脉、碳酸盐岩脉、辉石闪长岩脉,其中辉石闪长岩脉在深部对矿体有较大的破坏作用。a褶皱构造:矿区含矿地层产状变化复杂,出现多个倒转褶皱,因所在部位不同而异,中部露头区勘探线以西,地层走向东北东,向南东倾斜,勘探线以东,地层走向转为北西,向南西倾斜。b断裂构造:矿区内断裂构造较为发育,已发现大、小断层20多处,对矿体有一定的破坏作用。断裂构造大体分为5组:东西向反冲逆断层组、北东向正断层组、北东东向逆断层组、北西向正断层组及北北东向正、逆断层组。矿石的自然类型可分为石英型磁铁矿、石英闪石型磁铁矿和闪石型磁铁矿。中区西段与中段(线以西),以石英闪石型磁铁矿矿石为主,其次为闪石型磁铁矿矿石,石英型磁铁矿矿石呈透镜状零星分布在石英闪石型磁铁矿矿石之中。矿石结构主要为:自形一半自形粒状变晶结构,纤维状、束状、放射状变晶结构,包含变晶结构,交代溶蚀结构。矿石构造主要为条带状、皱纹状和细脉侵染状构造。有用矿物主要有磁铁矿,次为赤铁矿和褐铁矿。脉石矿物以铁闪石、镁铁闪石和石英为主。此外尚有黑云母、方解石和黄铁矿等。矿石中的化学成分比较简单,主要有益组份是铁,未发现可供利用的其他有益组份。本次矿石是以SFe圈定。TFe最高含量为51.37%,平均含量为34.51%,SFe最高含量为44.59%,平均含量为27.52%。而SFe的含量主要集中于25-32%之间。露天采场的矿石平均品位TFe34.34%,SFe26.86%。矿石中有害组分主要是S和P,含量均较低,见表1-1.1-2。.表1-1 有害杂质含量组 分最高含量(%)最低含量(%)平均含量(%)S1.2720.0030.219P0.2190.0340.105表1-2 矿石中造渣元素含量组 分SiO2Al2o3MgOCaoK2ONa2O最高含量(%)56.9610.584.8411.200.681.60最低含量(%)28.500.350.270.56平均含量(%)41.451.2472.3912.6530.210.12根据各种岩矿石的物理机械性质试验结果表明:磁铁矿及角闪岩抗压抗剪强度较大,岩矿石的稳定性较好,而片岩及砂岩的抗压抗剪强度较小,岩石的稳定性差。风化带、断层破碎带及褶皱构造带的轴部,风化及构造裂隙发育,岩石的稳定性不好,特别是片岩沙岩及断层破碎带等因抗压抗剪强度低,稳定性差,为露天采场边破的不稳定地段,开采是必须注意安全。表1-3 矿、岩的物理力学性质矿石的硬度系数f=8-16岩石的硬度系数f=6-10 矿石体重3.30t/ m3岩石体重2.80t/ m3含矿石体重3.09t/m3虚方体重2.10t/ m3矿石松散系数1.60岩石松散系数1.45 一、工业指标表1-4 地质报告储量计算采用的工业指标矿体的边界品位SFe20%块段最低工业品位SFe25%最小可采厚度2m夹石剔除厚度2m SFe平均品位大于边界品位而小于块段最低平均品位的矿石为表外矿。SFe平均品位大于或等于15%而小于20%,单独进行圈定和计算。二、地质储量地质队采用水平断面法计算的矿石储量为8492.88万t(包括表外矿石储量44.78万t)。表内储量为8448.10万t,其中B+C级7013.38万t,D级1434.72万t。石宝铁矿自1988年建矿以来,截止2003年底,累计采出矿量1551.67万t。本次设计计算了矿区内地质保有矿石储量B+C级5730.67万t,B+C+D级7184.83万t(包括表外矿石储量 44.78万t)。第二章 露天开采境界2.1 影响露天开采境界的主要因素影响露天开采境界的因素有很多,归纳起来有以下三方面:1)自然因素。包括矿体埋藏条件和矿体勘探程度及储量等级,矿石和围岩的物理力学性质及工程地质条件,矿区地形,水文地质条件。2)经济因素。包括矿石的质量和价值。原矿和精矿的成本及价格。基建投资和基建期限,国家及地区经济发展的方针及政策。3)技术组织因素。主要指露天和地下开采的技术水平和装备水平和发展趋势,以及制约及促进其推广应用的技术及组织水平。2.2 确定露天开采境界的原则和方法依据1)圈定的露天开采境界要保证露天采场内采出的矿石由盈利,即采用的境界剥采比不大于经济合理剥采比2)要充分利用资源,尽可能把较多的矿石圈定在露天开采境界内,发挥露天开采的优越性。3)圈定的露天采矿场的帮坡角等于露天边坡稳定所允许的角度,以保证露天采矿场的安全。4)用经济合理剥采比圈定的露天开采范围很大,服务年限太长时,应按矿山一般服务年限确定初期露天开采深度。5)开采境界边缘附近有建筑物,、构筑物、河流和铁路干线需保护或难于迁移至露天采场影响范围以外可适当缩小露天开采境界。即境界剥采比不大于经济合理剥采比。6)对工业设施留出一定的安全距离。1)圈定的露天开采境界要保证露天采场内采出的矿石有盈利,即采出的境界剥才比不大于经济合理剥采比;2)要充分利用资源,尽可能把较多的矿石圈定在露天开采境界内,发挥露天开采的优越性;3)所圈定的露天采矿场的帮坡应等于露天边坡所允许的角度,以保证露天采场内的安全生产;4)用经济合理剥采比圈定的露天开采范围很大,服务年限太长时应按矿山一般服务年限确定初期露天开采深度;5)下列情况可以适当的扩大露天开采境界:按境界剥才比不大于经济合理剥才比圈定露天开采境界后境界外余下的矿量不多,经济上不宜再用地下开采;6)开采境界边缘附近有重要的建筑物、构筑物、河流和铁路干线等需要保护,或难以迁移开采境界以外;排弃场占用大量农田,征地困难;由于地形条件,造成基建工程量大和初期生产剥采比大;可以适当的缩小露天开采境界;7)当矿体极不规则,沿倾向厚度变化大,矿体覆盖层较厚或地形复杂时,有境界剥采比不大于经济合理剥采比初步确定境界后,再用平均剥采比进行核对;8)如果基建工程量大,初期生产剥采比大,则需进行综合技术经济比较,以确定用露天或地下开采;9)对于特厚的剥采比很小的矿床,有时要根据勘探程度及服务年限确定露天开采境界,而不应按境界剥采比确定开采境界。圈定的露天开采境界要保证露天采场内采出的矿石有盈利,即采用界剥采比不大于经济合理剥采比(njnjh)的方法来设计露天开采境界。该方法的实质:露天开采境界向下延伸时,露天开采的边界经济效益不劣于地采经济效益。该原则的技术经济目标是使整个矿床的开采盈利最大。该方法的依据:该原则使用简单,适用于覆盖层不厚,矿体连续的矿床目前国内外的矿山企业都普遍用这一原则圈定露天矿境界。本矿覆盖层适中,矿体厚度变化不大,矿体规则,故适于使用这一原则。2.3 确定境界所需的技术经济指标经济合理剥采比是露天矿开采设计中确定露天矿最终境界的中重要依据,目前关于经济合理剥采比的确定方法有很多,本矿使用的比较法确定经济合理剥采比,实质是用露天和地下开采的经济效果做比较,经计算求的该矿山的经济合理剥采比是Njh=4m3/ m3。根据年产130万吨的中小型露天矿,矿床赋存条件良好采用公路运输,装载机设备选用单斗挖掘机。查采矿设计手册第五卷选定载重20t的bj-371型自卸式汽车。基本参数如下:载重20t. 最小转弯半径8.5m. 外行 全长7410mm. 全宽3000mm. 全高3475mm。在掘沟工作面采用回返式调车。则最小底宽为Bmin=2(Rc+ 0.5*bc+e) 式中 Rc为汽车最小转弯半径 bc为汽车全宽 e为安全距离,取0.5m 矿体的平均厚度为39m,则根据原则,取最小最小底宽度为Bmin=21m由于石宝铁矿西区地质情况比较简单,经济合理剥采比为4.0m3/ m3。矿石为磁铁矿硬度系数f=8-16,岩石角闪岩上下盘硬度系数f=6-10。查采矿设计手册第二卷,石宝铁矿东区与石人沟铁矿类似,故查采矿手册和教材,选取上盘最终边坡角为40°,下盘最终边坡角为435°。取上盘坡面角70°,下盘坡面角70°台阶高度10米。根据参考资料与矿体和围岩的物理性质确定安全平台宽度5m,已知拟定开采深度210米,台阶高度10米,上盘最终边坡角40°下盘最终边坡角43°,上盘台阶坡面角70°,下盘台阶坡面角70°,设每隔三个安全平台a设一个清扫平台b。计算清扫平台宽度。台阶数 :N=210/10=21个;取N=21;上盘最终坡面投影长度 :L=210/tan40°=250.3m;下盘最终坡面投影长度 :L=62/tan35°=88.57m;上盘台阶坡面投影长度 :J=10*cot70°=3.64m;下盘台阶坡面投影长度 :J=10*cot70°=3.64m;上盘平均台阶宽度 :t1=(L-NJ)/(N-1)=(56.36-10*3.64)/(10-1)=2.22m;下盘平均台阶宽度 : t2=(L-NJ)/(N-1)=(88.57-10*3.64)/(10-1)=5.80m;因每隔三个安全平台设一个清扫平台则有:下盘清扫平台宽度 :b1=4*t-3*a=4*7.01-3*5=13.04m; 取13米;同理,求得上盘的清扫平台为16m。由双车道运输计算得,20吨汽车BJ-371,双线运输时出入沟宽度为:B=n*A+(n-1)X+2Yn-行车线数A-近似于车辆最大宽度,为汽车后轮计算的宽度,m A=3.0mX-两车辆间所需净距,m X=0.7-1.7mY-后轮外缘距路面边缘的距离,m Y=0.4-1.4m则 B=(2*3)+(2-1)*1+2*1=9; 取9m2.4 最终开采深度的确定由于这是个短露天矿采用平面图法来计算境界剥采比,平面图法如下:把每一条勘探线上剖面图都找出矿体与岩石向下的投影点。然后在通过每一条的勘探线的点,绘制出平面图。然后计算里面岩矿量比,就是这一分层平面的境界剥采比:nj=。 每一的分层的境界剥采比见下表。每一分层的境界剥采比分层水平(m)岩石面积(m)矿石面积(m)境界剥采比(m3/m3)1480114138.260723310.38882.51460157860.212623308.34623.0 1450254704.527424306.24516.0由上图得在经济合理情况下的开采最低水平为1456米。 2.5 圈定露天矿开采境界的结果根据上面确定的露天矿底平面标高,在各地质剖面图上确定露天开采境界,并将各地质剖面图的底部周界位置反映在地质地形图上,用光滑的曲线连接各点,可得到露天矿底部周界。根据本矿山的规模和地质条件,确定采矿场的构成要素见下表。采场最大长度811米采场平均宽度455米采场上盘最终边坡角40°采场下盘最终边坡角43°最高开采标高1650米底部标高1456米采场封闭圈标高1670米台阶高度10米台阶最终坡面角70°安全平台宽度5米清扫平台宽度12米运输平台宽度8米境界内的矿岩量见下表。台阶标高(m)矿石量(m3)岩石量(m3)矿岩总量(m3)17001692373752451348825100 16961660 1249752 4156978 535073016601624 1218549 3950767 514431616241588 1140721 2395407 3536128合计23592706346174 868044459851953 12162697 17914650露天采场分层矿岩量表(1)由于矿石的容重为3.3吨/米3,所以境界内的总矿石量为:Q=2359270米3×3.3吨/米3=7785591吨因此,由矿山的服务年限计算公式:T=式中: Q露天矿境界内矿石的可采矿量,7785591吨;A 露天矿矿石年生产能力,130万吨/年;矿石回收率,3%;R矿石混入率,3%;经计算T=779/(130×1.0)5.9年,取6年 。 (2)该露天矿的平均剥采比为:6346174/2359270=2.7m3/m3。该露天矿的均衡剥采比为:(1.11.3)*2.7=3.24m3/m3。(系数取1.2)第三章 矿岩采剥工程3.1 概述露天矿采剥方法主要研究露天开采过程中采剥及采矿工程的开采顺序以及它们之间的时间关系问题,根据本矿的实际情况,采用纵向的剥采方法,利用平装车回返时式采装,工作线的方向与矿走向平行,沿着矿体走向掘沟,垂直矿体方向扩帮,由于下盘较平坦,覆盖层浅,工作线由下盘向上盘推进。对本矿的山坡露天矿部分,工作线沿等高线布置,单壁沟沿等高线开挖,向最终边坡推进。3.2 穿孔工作 穿孔设备的选择考虑本矿年生产能力较大,矿岩硬度较大,选用牙轮钻机完成主要的穿孔任务。它具有钻孔效率高,作业成本低,机械化程度高,适应各种硬度的矿岩钻孔等优点。根据矿山的规模选用KQG150型潜孔钻机,具体参数见下表。名称单位参数值钻孔直径mm150170钻孔深度m17.5钻孔方向度6090适应岩种812钻具转速r/min21.7;29.2;42.9提升速度(最大)m/min12.3钻杆直径mm133除尘方式干、湿式行走方式电动履带行走速度Km/h0.755钻机重t14外行工作尺寸mm长12190,宽3125,高3865制造厂家宣华风动机械厂设备生产能力的确定根据本矿山的矿岩性质,钻进年工作天数,参考临近矿山的实际情况。初步确定钻机的台年效率为22500米 。设备数量的计算露天矿所需潜孔钻机数量按下式计算确定。N=式中:N所需设备数量,台;Q设计矿山的年爆破量,矿石为3.33万米3,岩石为86.5万米3;Q1型潜孔钻机的穿孔效率,22500m/年t;e废孔率,一般为710%,取8%;q每米炮孔的爆破量,查手册得,矿石为17.8m3/a,岩石为21.42 m3/a;经计算N矿=0.91;N岩=1.9台,所以总需KQG150型潜孔钻机数为3台。在生产爆破过程中,可能产生一定量的较大尺寸的岩石和矿石,不能满足挖掘机和汽车的装运工作,需要破碎成小的尺寸,这样的矿岩称为大块。大块尺寸的确定:(1) 按挖掘机铲斗容积E确定允许块度 B0.75×E1/3=1.19m(2) 按汽车斗容V确定允许块度 V=7.41×3.55×3.475=91.4m3 B0.5×V1/3=2.25m根据以上计算结果,将块度最大尺寸大于1200mm的矿岩作为大块,根据矿岩性质和采用的爆破方法,取大块的发生率为4%。每天需要处理的大块量为1232000*0.04/330=149.3m3,二次破碎设备采用YT25型气腿式凿岩机,查表知,班工作能力为30m/班,炮孔装2号岩石炸药, 工作的凿岩机台数为:N=,式中:N工作的凿岩机台数,台;Q平均每天二次爆破的矿岩量,149m3; q爆破一立方米大块所需的炮孔长度, 4t/m;Vb二次破碎凿岩机的班工作能力, 30m/班;经计算 N=1.24台由于二次破碎只在白天作业,凿岩机的备用量为50%,故实际所需的凿岩机台数为1.5N=1.24×1.51.86台 ,取3台。(1)汽车班运输能力自卸汽车台班运输能力按下式计算:A=式中:A自卸汽车台班运输能力, t;G自卸汽车额定重量,20t;K1汽车载重利用系数,矿石取0.93,岩石取0.77;K2汽车时间利用系数,0.75;T自卸汽车周转一次所需时间,min;T=tz+tr+tq+tttz挖掘机装满一辆汽车的时间;矿石为3.1min,岩石为2.9min;tr自卸汽车往返时间,tx=120×l/v=17.7min;v自卸汽车平均运行速度,20.0km/h;tq自卸汽车卸载时间 ,1.0min;L自卸汽车平均运距,2.1km;tt自卸汽车调头和停留时间,取 4 min。经计算汽车的台班运输能力中,矿石为260t,岩石为217t。 426 356 (2)自卸汽车所需数量计算:可按下式计算:N=式中:N自卸汽车需要台数;台Q露天矿年运输量,矿石为130万吨,岩石为364万吨;K3运输不均衡系数,1.1;C每日工作班数,3班;H年工作日数,330天;K4自卸汽车出车率,70%。经计算,运输矿石N(1300000*1.1)/3*330*260*0.7=7;运输岩石N=(3640000*1.1)/3*330*217*0.7=26,所以总共需要33台。 3.3 爆破工程结合石宝铁矿中区的具体地形情况,开采境界内的地面高差不大,大型穿孔设备可以以在上面工作。由于本矿生产能力较大,一次爆破量大,因此生产爆破采用多排孔微差爆破,临近边坡时,采用预裂爆破,可以有效地保护边坡稳定。 本矿区位于内蒙古大草原上,矿区四周地势比较平坦,区内属于干旱和半干旱的大陆性气候,雨季较短,降雨对穿孔,爆破的影响较小,为了确保安全生产,又保证穿爆效率,采用继爆管雷管起爆系。爆破器材有导爆索,电雷管,继爆管。起爆采用“斜线”起爆,起爆顺序见图3.1,爆破网络见图3.2。 第一排孔a=m1× Wd,后排孔a=m2×b,式中m1、m2分别为前后排炮孔邻近系数m1=1, m2=1.15。wd=(2545)d,参考白云铁矿取Wd2L2=(0.81.0)Wd (3-5) L2填塞长度, m; Wd 底盘最小抵抗线 , 5.0 m; 由计算得L2前排孔:Q1=q×a× Wd×H kg (3-6)后排孔:Q2=q×a×b×H×t kg式中: Q1 Q2单孔装药量t后排装药量增加系数(1.11.3) ,取t=1.1。 q单位炸药消耗量, 0.5kg/m³ Wd底盘最小抵抗线 5.0m;a孔距, 5m;b排距, 4.4m;H台阶高度, 12m; 则Q1 Q2经计算前排孔装药量为150kg,后排孔装药量为 145kg。 Q=(Ld²)/4 (3-7) Q单孔装药量验算值; L 装药长度, 105dm; d 孔径, 1.5dm; 装药密度, 0.9 kg/dm³ 经计算得Q=167 kg,Q1, Q2Q故满足要求。3.4 装车工作根据矿山的年生产能力,选用WK-4型电铲,BJ-371型自卸式汽车来完成采装任务。WK-4型电铲技术参数表铲斗容积(m3)理论生产能力(m3/h)最大挖掘半径(m)最大挖掘高度(m)457214.410.1最大挖掘深度(m)最大卸载半径(m)最大卸载高度(m)最大提升力(KN)3.412.656.3530动臂长度(m)接地比压(Mpa)最大爬坡能力(°)行走速度(km/h)10.50.243120.45机器工作总量(t)名义提升速度(m/S)最大推压力(KN)推压速度(m/S)1900.882400.53主电动机功率(KW)生产厂家回转90°工作循环时间(s)250太原重机厂25根据选用的挖掘机最大挖掘高度,综合考虑挖掘机的性能及矿岩特性,参考大冶铁矿,确定台阶高度为12米。一台挖掘机采掘的台阶工作线长度叫做采区长度,查表知WK-4电铲的工作线长度大于300米,由于本矿山电铲较少,每个台阶上一般只有一台电铲工作,采区长度等于工作台阶长度。cbc=(1-1.7)Rwp (3-8) bcRwp+fRx max-C (3-9) bc采掘带宽度, m; Rwp铲斗平放在站立水平上挖掘半径, 14.4m; f斗柄规格利用系数, 0.8; Rx max最大卸载半径, 12.65m; C外侧台阶坡底线到公路中心线的距离, 4m; 由计算得bc20.3m,取bc为18.5m; (1)最小平盘宽度Bmin=b+c+d+e+f+g (3-10)式中:Bmin最小平盘宽度,m;b爆堆宽度,b2.5×H25米;c爆堆底线至汽车边缘的距离,3m;d车辆运行宽度,3m;e线路外侧到动力电杆的距离,3m;f动力电杆至台阶稳定边界线的距离,3m;g台阶边缘的安全距离,3m。最小平台宽度Bmin25+3+3+3+3+3=40米,所以工作平台宽度取52米。 Qa=Qb×N×n (3-11) Qb(3600×E×KH×T×)/(t×Kp) 式中:Qa挖掘机的台年生产能力,m3; Qba挖掘机的台班生产能力,m3; 挖掘机班工作时间利用系数 0.5 N挖掘机年工作日数,330天; n日工作班数,3班; E挖掘机铲斗容积, 4 m3; T挖掘机班工作时间 8 h; t挖掘机铲斗循环时间 42 s; KH挖掘机铲斗的满斗系数 0.8; Kp矿岩在铲斗中的松散系数 1.5;经计算Qb=731.42m3/台班Qa=731.42×330×3724105.8m3,确定挖掘机的年生产能力为72 万m3。 N=A/ Qa式中 N单斗挖掘机的台数,台;A矿山的年采剥总量, 90×(1+2.8)/3.09=159.9万m3/年;经计算N=159.9/722.22,取3台。第四章 排土工作4.1 排土场位置的选择及排土容积的计算因为本矿分为山坡露天矿和深凹露天矿,所以此排土场的选择和位置也因地而宜。根据矿区的实际地形,该矿北高南低,东西方向地表起伏不太大,所以在采场南侧和北侧可适当安排2个排土场,即在采场东北部布置1号排土场,主要用于容纳+1566m以上水平的排岩任务;在采场西南侧设置2号排土场,主要用于容纳+1566m以下水平的排岩任务。排土场的容积和采场内总排岩量有关。V=式中:V排土场的容积,万m3;V1计划在排土场排弃的剥离量,3275.36万m3;K1富余系数,1.05;K2岩土松散系数1.5K3岩土下沉系数,0.06。经计算 V=4866.7万m34.2 排土方法的选择及堆置要素的确定由于矿山采用公路运输,因此排土工程采用汽车运输推土机排土,这种方式排岩机动灵活,排岩台阶高度比铁路运输大,工艺简单,基建时间短,基建工程量小,作业安全,排岩成本低。推土机排岩工作包括汽车翻卸岩土、推土机推排,平整场地和整修废石场公路。为了减少推土机的工作量,山坡露天矿采用边缘排土方式。汽车卸载后,推土机将遗留在工作平台的剥离物推向阶段边缘。卸载地点在确保安全的前提下,尽量靠近阶段边缘,以减少推土机的排弃量。山坡露天矿部分采用边缘排土,阶段高度根据地形高差确定,凹陷露天矿排土场的阶段高度由相近类似矿山选取,由弓长岭铁矿对比,本矿排土段高取40m。根据岩石性质,由矿石硬度为6-10,安息角取32°。排土采用汽车运输推土机排岩工艺,只有一个排土台阶最小平台宽度为B B=C+2(R+L)+F B最小平台宽度, m;C超前上台阶的宽度, 10m;R汽车回转半径, 8.5m; L汽车长度 7.4m;F安全土垛宽度, 2.2m;B=10+2*(8.5+7.4)+2.2=44m;排土线长度应按同时翻卸的汽车数量确定。 (1)每辆汽车卸载及调车入换时间 t=t1+t2+(4×R)/V式中:t1汽车卸载时间,1min;t2汽车换档时间,0.2min;R汽车转弯半径,8.5m;V调车时汽车运行的速度,30m/min。经计算t=1+0.2+4×8.5/302.33min(2)同时卸载汽车数n=(N×t)/T式中:N实动排土汽车数,90*2.8/23=10.9台,取11台; T汽车作业周期 ,20min。经计算n=11×2.5/201.38台,取2台。(3)排土线长度L=n×b 式中: b卸载时每台汽车占用的工作线长度,30m; n同时卸载汽车数, 2台; 经计算 L=60米,考虑到推土机作业的影响和设备的维护,排土线总长为3×60=180米。4.3 排土线生产能力根据本矿的采装运输设备以及需要的排土量,选择黄河T180型推土机,其生产效率为1200m3/台班,则设备数量NN=式中:N在籍推土机台数,台;V需用推土机的班平均排弃量(松方),90*2.8/2.10/330/3*0.5=606m3;Q推土机的生产效率(松方),150m3/h;T推土机的班工作时间,8h;K2时间利用系数,60%;K1设备检修系数,1.2。经计算N=1.01,取2台。第五章 露天矿主要技术经济指标表5-1 主要技术经济指标表 序号项目名称单位指标

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