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采矿学教学课件,金属矿床露天开采,露天开采,绪论矿床品位与储量计算岩石的力学性质及分级最终开采境界的确定露天开采程序露天矿生产计划露天矿床开拓露天开采的生产工艺矿山技术经济,第十八章露天开采工艺,穿孔作业爆破作业采装与运输排岩作业,金属矿床露天开采一般要经过以下四道生产工序:

穿孔、爆破、铲装及运输和排岩,以上各工序环节相互衔接、相互影响、相互制约,共同构成了露天开采的最基本生产周期,本章将介绍以上各生产工序中的主要问题。

1穿孔作业,概述穿孔方法与穿孔设备牙轮钻机,1.1概述,穿孔作业是矿床露天开采的第一道生产工序,其作业内容是采用某种穿孔设备在计划开采的台阶区域内穿凿炮孔,为其后的爆破工作提供装药空间。

穿孔工作质量的好坏直接影响着爆破工序的生产效率与爆破质量。

在整个露天开采过程中,穿孔作业的成本约占矿石开采总生产成本的1015。

1.2穿孔方法与穿孔设备,穿孔方法:

热力破碎法与机械破碎法,其相应的穿孔设备有火钻、钢绳式冲击钻、潜孔钻、牙轮钻与凿岩台车。

露天矿穿孔设备的选择主要取决于开采矿岩的可凿性、开采规模要求及设计的炮孔直径。

目前露天矿山常用的穿孔设备:

大型露天矿多用牙轮钻;中小型露天矿常用潜孔钻。

各类钻机及其相应特性一览表,1.3牙轮钻机,牙轮钻机的工作原理牙轮钻机的钻具牙轮钻机的工作参数牙轮钻机的生产能力牙轮钻机设备需求数量的确定提高牙轮钻机穿孔效率的途径,1.3.1牙轮钻机的工作原理,主要是通过钻机的回转和推压机构使钻杆带动钻头连续转动、同时对钻头施加轴向压力,以回转动压和强大的静压形式使与钻头接触的岩石粉碎破坏,钻进的同时,通过钻杆与钻头中的风孔向孔底注入压缩空气,利用压缩空气将孔底的粉碎岩渣吹出孔外,从而形成炮孔。

牙轮钻头破碎岩石的机理实际上是冲击、压入和剪切的复合作用。

KY-310型牙轮钻机,1钻杆;2钻杆架;3起落立架油缸;4机棚;5平台;6行走机构;7钻头;8千斤顶;9司机室10净化除尘装置;11回转加压小车;12钻架;13动力装置,钻机,1.3.2牙轮钻机的钻具,牙轮钻机的钻具包括钻杆、稳杆器、减震器和牙轮钻头四部分。

1牙轮钻头;2稳杆器;3钻杆;4减震器,三牙轮钻头外形和三牙轮钻头结构,典型的三牙轮钻头外形,三牙轮钻头结构图,1钻头丝扣;2挡渣管;3风道;4牙爪;5牙轮;6塞销;7填焊;8牙爪轴颈;9滚柱;10牙齿;11滚珠;12衬套;13止推块;14喷嘴;15爪背合金;16轮背合金,牙轮钻头,1.3.3牙轮钻机的工作参数,钻压的确定取决于矿岩的物理机械性质(硬度系数)、钻头的承载能力和钻机的技术性能。

钻速与钻具的转速轴压和岩石硬度不同,钻速都有相应的合理取值范围,如当f1520时,宜采用重型钻机,转速取5080r/min。

排渣风速和风量的确定根据炮孔直径、钻杆直径和要求的排渣风速,在风量诺模图上查取所需的风量。

1.3.4牙轮钻机的生产能力,牙轮钻机的台班生产能力钻机的台年综合效率,1.3.4.1牙轮钻机的台班生产能力,Vb=0.6VTb式中:

Vb牙轮钻机台班生产能力,m/台班;V牙轮钻机机械钻进速度,cm/min;Tb班工作时间,h;班工作时间利用系数,一般情况下0.40.5。

式中:

P轴压,N;n钻具的转速,r/min;D钻头的直径,cm;f岩石的坚固性系数;,1.3.4.2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。

1.3.5牙轮钻机设备需求数量的确定,式中:

N所需钻机设备的数量,台;Q矿山设计年采剥总量,吨;L每台牙轮钻机的年穿孔效率,m/年;q每米炮孔的爆破量,t/m;e废孔率,%;,国内部分矿山每米炮孔爆破量实际指标,1.3.6提高牙轮钻机穿孔效率的途径,一方面应继续改进牙轮钻机本身的技术性能,提高钻头的工作强度与使用寿命;另一方面,在牙轮钻机穿孔作业时,应当合理配置好各种工作参数,协调好生产中的组织管理,提高钻机的工作时间利用率。

2爆破作业,概述基建剥离大爆破生产台阶正常采掘爆破靠帮并段台阶的控制爆破,2.1概述,爆破工作是露天开采中的又一重要工序,通过爆破作业将整体矿岩进行破碎及松动,形成一定形状的爆堆,为后续的采装作业提供工作条件。

爆破工作质量、爆破效果的好坏直接影响着后续采装作业的生产效率与采装作业成本。

在露天开采的总生产费用中,爆破作业费用大约占15%20%。

露天开采对爆破工作的基本要求,有足够的爆破贮备量,以满足挖掘机连续作业的要求,一般要求每次爆破的矿岩量至少应能满足挖掘机510昼夜的采装需要;要有合理的矿石块度,以保证整个开采工艺过程中的总费用最低。

具体说来,生产爆破后的矿岩块度应小于挖掘设备铲斗所允许的最大块度和粗碎机入口所允许的最大块度;爆堆堆积形态好,前冲量小,无上翻,无根底,爆堆集中且有一定的松散度,以利于提高铲装设备的效率。

在复杂的矿体中不破坏矿层层位,以利于选别开采;无爆破危害,由于爆破所产生的地震、飞石、噪音等危害均应控制在允许的范围内,同时,应尽量控制爆破带来的后冲、后裂和侧裂现象。

爆破设计合理,使整个开采过程中的穿孔、爆破、铲装、破碎等工序的综合成本最低。

露天开采过程中的爆破作业种类,基建期的剥离大爆破生产期台阶正常采掘爆破控制爆破,2.2基建剥离大爆破,概述大爆破的设计原则及要求主要爆破参数,2.2.1概述,在山坡露天矿的基建期,为了剥离矿体上部(或侧向)较厚的覆盖岩层,平整工业场地、开挖公路或铁路运输通道,通常要进行大爆破。

这种大爆破系指利用开凿地下硐室进行集中装药的大型爆破工程,又称为硐室大爆破。

按爆破后岩石的破碎程度和堆积状态,硐室大爆破的方式有以下两种:

破碎松动爆破、抛掷爆破:

2.2.2大爆破的设计原则及要求,经济合理性原则:

在保证良好的爆破效果的前提下,尽可能减少基建投资与爆破工程量,加快基建工程的建设速度、降低爆破成本;爆破设计要求:

根据矿山基建期与生产期的整体要求,结合矿床的地形地质条件,科学合理地确定大爆破的各项参数及爆破范围,应尽量方便施工,不给后续工程留下隐患;爆破质量要求:

爆堆的形态及分布应符合要求,降低大块率,减少边缘欠挖量,爆破后形成的场地要平整。

爆破安全要求:

在工业场地、重要建筑物或重要设施附近进行大爆破时,必须保证周围环境的安全,在采场边帮附近进行大爆破时,必须保证采矿场边帮的稳定;,2.2.3主要爆破参数,爆破作用指数n最小抵抗线W药包的间距装药量的计算,2.2.3.1爆破作用指数n,通常以爆破漏斗半径和最小抵抗线的比值来表征爆破作用指数n的大小。

决定着爆破作用的性质、爆破漏斗的尺寸、岩石的破碎程度、抛掷方量的比率以及爆破的技术经济效果。

弱松动爆破,n小于0.75,强松动爆破,n在0.75到1之间。

抛掷爆破,n受地形坡角和预计爆破方量的抛掷率的影响,通常可参考下表中的经验值选取。

2.2.3.2最小抵抗线W,由各药包中心指向其相邻地表的有向线段的长度即为该药包的最小抵抗线W。

最小抵抗线的大小取决于爆破工程的要求、地形条件和药包的布置方式。

药包的布置形式与抵抗线,硐室爆破药包布置分类表,2.2.3.3药包的间距,硐室爆破的药包间距通常根据最小抵抗线和爆破作用指数来定。

在其它条件一定时,岩石越软,药包的间距应越大;反之,岩石越硬,药包的间距应越小。

在不同的地形地质条件下,各种硐室爆破的药包间距的取值如下表所示。

药包间距计算经验公式,2.2.3.4装药量的计算,装药量是标准炸药单耗q与爆破作用指数n和最小抵抗线W的函数,通常依据以下的经验公式计算:

(1)松动爆破的装药量:

斜坡地形Q=0.36qW3平坦地形Q=0.44qW3

(2)抛掷爆破和加强松动爆破的装药量:

Q=(0.4+0.6n3)qW3此计算方法在0.7n3和W25m的时,计算结果较符合实际。

如果W25m,计算出的药量偏小,应再将计算结果乘以系数k:

从式中可以看出,W值越大,k值就越大,Q值也相应增大。

但当W值很大时,则需对药量进行特别校验。

2.3生产台阶正常采掘爆破,概述生产台阶正常采掘的爆破方法台阶正常采掘爆破参数及爆破设计,2.3.1概述,露天台阶正常采掘爆破是在每一生产台阶分区依次进行的,爆破区域的大小即为一个采掘带。

对于每一爆破区域当前序穿孔作业完成炮孔的穿凿工作后,爆破工序即开始运行。

首先,由爆破设计人员依据穿孔工序所生成的实测布孔图进行爆破设计与计算。

设计的内容主要有炸药类型及单耗(或装药密度)的选取,炮孔装药结构设计,每孔装药量与总炸药消耗量计算,起爆网络及起爆方式设计,然后爆破人员依据爆破方案进行炮孔装药及实施爆破。

2.3.2生产台阶正常采掘的爆破方法,浅孔爆破法:

辅助性爆破,修路、大块二次破碎、处理根底、掘出入沟等。

深孔爆破法:

台阶正常采掘。

药壶爆破法:

用以克服较大的底盘抵抗线。

外敷爆破法:

大块二次破碎及处理根底。

2.3.3台阶正常采掘爆破参数及爆破设计,炮孔布置示意图炮孔底盘抵抗线布孔方式与布孔参数炮孔规格与超深孔装药量与装药结构起爆方案与起爆网络,2.3.3.1炮孔布置示意图,2.3.3.2炮孔底盘抵抗线,底盘抵抗线即炮孔中心至台阶坡底线的最小距离(上图中的Wp)。

底盘抵抗线设置过小,则造成被爆破的岩体过于粉碎,同时产生的爆堆前冲也很大;设置过大时,爆破后容易形成根底与大块。

底盘抵抗线的经验计算公式为:

Wp=(2545)D(m)式中:

D为炮孔的直径,米。

第一排孔的底盘抵抗线取值应满足以下的约束条件:

WpH(ctg-ctg)+C式中:

H台阶高度,m;台阶坡面角,度;炮孔的倾角,度;垂直孔时=90。

C前排孔中心至台阶坡顶线的安全距离,一般为23米。

2.3.3.3布孔方式与布孔参数,2.3.3.3布孔方式与布孔参数,孔间距排间距炮孔邻近系数m,前排:

m=a/Wp后排:

m=a/b式中:

Q炮孔装药量,kg;W炮孔底盘抵抗线,(m),前排孔即为炮孔底盘抵抗线,后排孔按排间距计算;q炸药单耗,即爆破每立方米矿(岩)的炸药消耗量,kg/m3;,2.3.3.4炮孔规格与超深,目前国内露天矿采用的深孔爆破孔径有80、100、150、170、200、250、310mm等炮孔超深(又称超钻)是指炮孔超过台阶底盘的垂直深度超深设置过小,容易产生“根底”若超深过大,降低了延米爆破量指标,增加了爆破震动强度,严重地破坏爆后台阶底盘的平整。

计算:

h=(0.150.35)Wp或h=(812)D,2.3.3.5孔装药量与装药结构,炸药单耗q:

爆破每一立方米或一吨矿(岩)平均所用的炸药量。

孔装药量:

式中:

Q炮孔装药量,kg;q设计选用的炸药单耗,kg/m3;Wp炮孔底盘抵抗线,m;a孔间距,m;H台阶高度,m。

2.3.3.5孔装药量与装药结构,装药长度(LB),填塞长度(Lt),2.3.3.5孔装药量与装药结构,分段装药结构一般运用于下列情况:

当设计计算出的炮孔装药量较小,远小于炮孔最大可能的装药量时,为了使炸药在孔内较均匀分布,通常采用分段炸药结构,以取得较好的爆破效果。

当采用大孔径深孔爆破时,计算出的填塞长度超过6m,通常采用分段装药结构。

当生产台阶推进到最终开采境界,需进行靠帮并段时,也多采用分段装药结构。

2.3.3.6起爆方案与起爆网络,排间微差起爆斜线起爆直线掏槽起爆间隔孔起爆,2.3.3.6起爆方案与起爆网络,排间微差起爆:

其特点将平行于台阶坡顶线布置的炮孔按行顺序起爆。

优缺点:

爆破时前推力大,能克服较大的底盘抵抗线,爆破崩落线明显后冲及爆破地震效应较大,爆破过程中岩块碰撞挤压较少;爆堆平坦。

为了避免地震效应过大,可将同排起爆炮孔再分成数段起爆。

为了避免后冲过大,可将前一排的两侧边孔与后一排的炮孔同段起爆。

2.3.3.6起爆方案与起爆网络,斜线起爆:

每一分段起爆炮孔中心的连线与台阶坡顶线斜交的爆破方式统称斜线起爆。

优缺点:

采用方形布孔,便于钻孔、装药与填塞机械的作业,同时,斜线起爆又提高了炮孔的邻近系数,有利用于改善爆破质量;由于起爆的分段多,每分段的装药量小而分散,因而爆破的地震效应也大大降低。

降低了爆破的后冲与侧冲,且爆堆集中,提高了铲装作业的效率。

后排孔爆破时的夹制性较大,崩落线常不明显;分段施工操作与检查较为繁杂,且由于爆破段数多,爆破材料消耗量大。

2.3.3.6起爆方案与起爆网络,直线掏槽起爆:

该方案是利用沿一直线布置的密集炮孔首先起爆,为后续孔爆破开创新的自由面。

其基本布置形式如下图所示。

直线掏槽爆破一般在掘沟中使用,该方案的爆破效果一般具有如下特点:

破碎块度适当、均匀。

爆堆沿堑沟的轴线集中,无碎石后翻现象。

其缺点:

穿孔工作量大,延米爆破量低,爆破后沟两边的侧冲大,地震效应较强。

直线掏槽起爆,a一般起爆形式;b分区多段起爆形式;15为起爆顺序,2.3.3.6起爆方案与起爆网络,间隔孔起爆:

该起爆方案按同排炮孔按齐偶数分组顺序起爆,其基本形式下图所示。

波浪起爆与排间顺序起爆相比,因前段爆破为后排炮孔创造了较大的自由面,因而改善了爆破质量,同时塌落宽度与后冲都较小。

梯形爆破由于来自多方面的爆破作用,爆破质量大大改善,爆堆集中,后冲、侧冲较小,但该方案不适于掘沟爆破。

间隔孔起爆,a波浪式;b阶梯式;18起爆顺序,2.4靠帮并段台阶的控制爆破,在实际生产中,通常采用“预裂爆破、缓冲爆破与光面爆破”等控制爆破手段来避免或减少台阶靠帮或并段爆破对最终边帮稳定性的危害。

预裂爆破缓冲爆破光面爆破,预裂爆破,1预裂孔;2缓冲孔;3主爆孔,缓冲爆破,上图中位于预裂孔和主生产炮孔之间的一排炮孔称为缓冲孔。

缓冲孔的特点:

孔网参数略小于生产炮孔,且孔底不设置超钻或减少超钻量控制缓冲炮孔中的装药量使其低于生产炮孔为了使孔内装药量不致于过分集中,孔中应采用填塞物介质或空气间隔的分段装药结构。

当进行靠帮或并段台阶向固定边帮台阶过渡时,使缓冲爆破与预裂爆破同时进行,或略迟于预裂爆破将会使爆破震动强度大大降低。

光面爆破,光面控制爆破是在予爆破区域的边缘线或边界线上、或出入沟的两侧边界线上穿凿一排较密集的炮孔,控制该排炮孔的抵抗线与孔装药量,以使其爆破后沿炮孔中心连线形成破裂带,而获得较平整的破裂面。

为了达到光面爆破的效果,光面孔的孔间距应小于其抵抗线,通常取为0.8倍的抵抗线,装药不耦合系数应与预裂爆破相同或略小些,线装药密度应与预裂爆破相同或略大些,选择适宜的装药量以控制炸药爆轰对孔壁的压力,达到不破坏炮孔周围的岩石。

一般光面炮孔是在主炮孔爆破后或清碴后再一次起爆。

3采装与运输,概述采装作业与采装设备挖掘机生产能力的计算提高挖掘机生产能力的途径运输作业与运输设备矿用汽车的性能评价与运输计算采运设备的合理选型与科学配比,3.1概述,采装与运输作业是密不可分的,两者相互影响、相互制约。

如何选择采运设备,采运设备的规格与数量匹配是否合理、采装工作与运输工作的衔接是否流畅都将大大地影响矿山企业的投资规模、生产效率与生产成本。

目前,采装运输工艺的发展趋势主要体现在采运设备的大型化、采装与运输环节的一体化与连续化。

3.2采装作业与采装设备,采装作业的内容是利用装载机械将矿岩从较软弱的矿岩实体或经爆破破碎后的爆堆中挖取,装入某种运输工具内或直接卸至某一卸载点。

采装作业所使用的机械设备有机械式单斗挖掘机、索斗铲、前装机、轮斗挖掘机、链斗挖掘机等。

3.3挖掘机生产能力的计算,露天开采中,挖掘机的生产能力有技术生产能力和实际生产能力两种。

挖掘机的技术生产能力挖掘机的实际生产能力,3.3.1挖掘机的技术生产能力,式中:

Vj挖掘机技术生产能力,m3/h;t挖掘机工作循环时间,秒,其值一般经实地测试后求得;E铲斗容积,m3;KW挖掘系数,又称实方满斗系数;KWKm/Ks,Km满斗系数,Ks松散系数。

3.3.2挖掘机的实际生产能力,挖掘机的实际生产能力是考虑了挖掘机工作时间利用率后的生产能力。

式中:

VB挖掘机班实际生产能力,m3/台班;Vj挖掘机班技术生产能力,m3/h;T班工作时间,h;班工作时间利用系数,即装车时间占班工作时间的比例。

3.4提高挖掘机生产能力的途径,结合矿山的设计生产能力,合理地选择挖掘机的类型与技术规格。

优化爆破设计,改善爆破质量以提高挖掘机采装效率与满斗系数。

通过组织技术培训和经验交流,提高挖掘机操纵人员的工作水平和熟练程度,以提高挖掘机的工作效率与生产能力。

合理选择挖掘机的采装方式与运输设备的供车方式,以缩短挖掘机工作循环时间。

3.5运输作业与运输设备,运输作业运输设备,3.5.1运输作业,露天矿运输作业是采装作业的后续工序,其基本任务是将已装载到运输设备中的矿石运送到贮矿场、破碎站或选矿厂,其中的岩石运往废石场。

此外,还承担着露天生产中的辅助运输任务,即将生产过程中所需的人员、设备和材料运送到工作地点。

3.5.2运输设备,露天矿可采用的运输方式有自卸汽车运输、铁路运输、胶带运输机运输、斜坡箕斗提升运输以及由各种方式组合成的联合运输,如:

自卸汽车铁路联合运输、自卸汽车胶带运输机联合运输、自卸汽车(或铁路机车)斜坡箕斗联合运输。

3.5.2.1铁路运输,实践证明铁路运输由于爬坡能力低、运输线路的工程量大,线路通过的平面尺寸大、比较适用于深度较小且平面尺寸很大的露天矿山。

3.5.2.2汽车运输,汽车具有爬坡能力大、运输线路通过的平面尺寸小、运输周期相对较短、运输机动灵活、运输线路的修筑与养护简单,适于强化开采等特点,在现代露天矿山得到了广泛的应用,但相比于铁路运输,汽车运输的吨公里运费高,且设备维修较为复杂,占用的熟练工人数量多,油料能源消耗量大,运行过程中产生的废气和扬尘污染大气。

3.5.2.3汽车运输发展方向,增大汽车的载重量。

改进汽车结构,研制开发双能源的电动轮汽车。

改善道路质量以减轻轮胎磨损和机件的破损;强化汽车的维护与检修;改善汽车的组织调度以提高汽车的有效作业率;汽车与其它运输方式相联合的联合运输方式。

3.5.2.4联合运输,发挥汽车运输的效率,通常采用汽车与其它运输设备联合的运输方式,最新的联合运输发展趋势是汽车与胶带运输机相联合。

胶带运输机在露天矿的应用方兴未艾,国内的大孤山铁矿即采用了汽车半固定式破碎站斜井胶带运输系统。

由于胶带运输机的爬坡能力大,能够实现连续或半连续作业,自动化水平高,运输生产能力大、运输费用低,所以在国内外深露天矿的应用日愈广泛。

3.6矿用汽车的性能评价与运输计算,矿用汽车的性能评价汽车运输计算,3.6.1矿用汽车的性能评价,重量利用系数比功率和比扭矩最大动力因数车辆的动力特性曲线性能限制因数,自卸汽车牵引平衡图,3.6.2汽车运输计算,自卸汽车运输能力计算自卸汽车需求量的计算道路通过能力计算,3.6.2.1自卸汽车运输能力计算,式中:

QB自卸汽车的台班生产能力,t/台班;q自卸汽车的载重量,t;T自卸汽车的班工作时间,h;t自卸汽车的运输周期,min;k1自卸汽车的载重系数;自卸汽车的班工作时间利用系数。

自卸汽车的台班生产能力的计算公式为:

3.6.2.2自卸汽车需求量的计算,式中:

N全矿自卸汽车的在册数量,台;k2自卸汽车运输不均衡系数,k=1.11.15;Q全矿的设计班产量,t/班;A自卸汽车的台班生产能力,t/台班;k3自卸汽车的出车率。

3.6.2.2自卸汽车需求量的计算,式中:

N自卸汽车需求台数,台;Qy露天矿年运输量,t/年;m矿山年工作日总数,d;Nb每日工作班数;A,k2,k3含义如前述。

3.6.2.3道路通过能力计算,式中:

Nd道路通过能力,辆/h;v自卸汽车在计算区段的平均行车速度,Km/h;n线路数目,单车道时n=0.5,双车道时n=1;k车辆行驶的不均衡系数,一般k=0.50.7;s安全行车间距,即两辆自卸车追踪行驶时的最小安全距离,m;,3.6.2.3道路通过能力计算,式中:

MD道路通过能力,t/班;Nd以车辆数表示的线路通过能力,辆/h;T班工作时间,h;q自卸汽车的载重量,t;自卸汽车工作时间利用系数。

利用关键行车路段每班所能通过的最大运输量来表示的道路通过能力:

3.7采运设备的合理选型与科学配比,挖掘机的选型矿用自卸汽车选型采装与运输设备的合理配比,3.7.1挖掘机的选型,单斗挖掘机的选型要根据矿山生产规模、矿岩年采剥总量、开采工艺、矿岩的物理力学性质、设备的供应情况等因素来决定国内矿山的开采实践表明,特大型露天矿应选择810M3或更大型挖掘机;大型矿山一般应选用斗容为410M3;中型矿山一般应选用斗容为24M3的挖掘机;而小型矿山宜选择12M3的挖掘机。

3.7.2矿用自卸汽车选型,矿用自卸汽车的选取与矿岩运量、装载设备的容积、矿岩运距及道路的技术条件等因素有关,在矿山设计时一般是从车箱容积、汽车的比功率及车箱强度三方面来考虑。

车箱容积应与铲斗容积、矿岩比重及矿岩块度相适应,以充分利用铲斗和车箱容积,发挥采运作业的最大综合生产效率。

汽车比功率的大小反映了汽车的动力特性,生产实践证明,比功率过小的车型,在深凹露天矿重车上坡时表现为车速低,达不到额定载荷,因此大型车的比功率宜在6马力/吨。

车箱的强度应能适应装载大块矿岩时所产生的冲砸。

3.7.3采装与运输设备的合理配比,车铲比:

平均分配给每台挖掘设备的汽车数量。

理论车铲比:

运输设备的运输周期与装载设备的平均装车间隔时间之比。

露天矿生产汽车统一调度实时控制系统,通过计算机统一生产调度系统,实现了运输设备行车路线的最佳选择,减少了汽车排队、待装、待卸、空车运行以及电铲等车时间,最大限度地发挥了采运设备的生产效率。

4排岩作业,概述废石场的位置及要素废石排弃工艺废石场的危害防治及复田,4.1概述,通常将运输剥离下的废石到废石场进行排弃称作排岩工程;排岩工程的经济效率主要取决于废石场的位置、排岩方法和排岩工艺的合理选择;排岩工程是一项系统工程,其内容涉及废石的排弃工艺、废石场的建立与发展规划、废石场的稳固性、废石场污染的防治、废石场的复田等方面。

排岩技术与废石场治理方面的发展趋势,采用高效率的排岩工艺与排岩设备,提高排岩强度;提高堆置高度,增加废石场单位面积的排岩容量,提高废石场的利用率,减少废石场的占地面积;适时进行废石场的复垦,减少废石场对生态环境的污染。

4.2废石场的位置及要素,废石场的位置选择废石场的堆置要素,4.2.1废石场的位置选择,废石场地选择时应遵循下列原则:

不占良田、少占耕地,尽量利用山坡、山谷的荒地,避免村庄的迁移。

在不影响矿山工程发展的前提下,尽可能靠近采场布置废石场,以便缩短岩石运距。

尽可能采用内部排岩,通过二次转排的技术经济合理性的论证,积极采用内部临时废石场。

废石场应设置在居民区或工业场地的下风侧或最小风侧以及生活水源的下游,以免对居民或工厂造成危害。

废石场不应截断山洪和河流,避免设置在水文地质复杂的地段,以保证废石场的稳定,避免废石场发生滑坡和泥石流事故。

剥离下的废石中可利用的部分要单独堆置以便日后二次回收利用。

有条件的地区靠近采场的废石场宜分散布置,以利于多出口运输,疏散排岩道路的通过能力,缓和废石排弃高峰。

废石场地的选择要有利于征用土地的复垦。

4.2.2废石场的堆置要素,废石场的堆置高度堆置阶段的平盘宽度废石场容积的确定,废石场有效容积的确定,式中:

Vy_废石场的设计有效容积,m3;Vs_剥离岩土的实方数,m3;Ks_岩土的松散系数,可参考下表;Kc_岩土的下沉率,取值可参考下表。

岩土松散系数,下沉率参考值,废石场的设计总容积,VK1Vy式中:

V废石场的设计总容积,m3;K1容积的富余系数,一般取1.021.05;Vy废石场有效容积,m3。

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