Механизация горных работ карьера

Механизация горных работ карьера Задание для курсового проектирования по дисциплине «Горные машины и комплексы» студенту специальности «Техническая эксплуатация и обслуживание электрического и электромеханического оборудовании в горной промышленности» 140613.02 Открытые горные работы тема задания: Механизация горных работ участка карьера исходные данные: Мощность пласта 22м. Угол залегания пласта 35 Глубина залегания 110м.

Длина карьерного поля 1,6км. Мощность наносов 15м Категория пород поблочности 5 Крепость пород 9 Высота воды в скважине 1м. Расстояние от карьера до отвала 1,6км. Расстояние от карьера до склада угла 1,8км. Содержание Введение …. 1. Главные параметры карьера… 2. Выбор и обоснование способа вскрытия и системы разработки … 8 3.

Расчет удельного ВВ…. 4. Расчет бурового станка….5. Расчет элементов систем разработки… 6. Выбор экскаваторов, определения их производительности и количества… 7. Расчет параметров процесса перемещения горных пород….8. Расчет параметров отвальных работ….9. Выбор оборудования для заряжания и забойки скважин… 10. Заключение… 11. Список литературы…22 Ведение Основными источниками энергии на сегодня являются геологические

топливно-энергетические ресурсы: нефть, уголь, газ, горючие сланцы, торф, уран и т.д. На их долю приходится до 93% производимой в мире энергии. Оставшиеся 7% возмещаются использованием возобновляемых источников энергии, т.е. воды, солнца, ветра, биомассы и другой геотермики. Очевидно, что в этих условиях развитие мировой энергетики, его динамика и конъюнктура в значительной мере зависит от степени освоения человечеством геологических топливно-энергетических

ресурсов. Доля первичных энергоресурсов в производстве энергии: Среди геологических топливно-энергетических ресурсов, совокупный объем которых оценивается в 6,3 трлн. тонн условного топлива (т.у.т.), самые крупные запасы в мире принадлежат твердому топливу. Его объемы составляют 3971 млрд. т.у.т. Меньше всего в природе представлены запасы урана (674,6 млрд. т.у.т.). Для нефти и газа характерна средняя степень обеспеченности -

788 млрд. и 851 млрд. т.у.т соответственно. Несмотря на все существующие проблемы, угольная промышленность в современном мире сохранила роль важнейшей базисной отрасли экономики. Значение угля как одного из основных типов энергоносителей на рубеже третьего тысячелетия обуславливается действием следующих ведущих рыночных факторов: 1) Энергетика остается самой приоритетной отраслью экономики. Потребители заинтересованы в безусловном сохранении стабильности энергетической базы и разнообразии

альтернативных источников энергетического сырья. 2) Стабильная и обширная ресурсная база. Показатель обеспеченности текущего уровня потребления готовыми к эксплуатации запасами по угля - один из наиболее высоких среди всех полезных ископаемых. 3) Возможность для экспортеров угля работать на различных рынках сбыта. Для большинства зарубежных экспортеров является основой собственной энергетики.

Один из основных способов добычи полезного ископаемого является открытый способ разработки месторождения. Основным достоинством открытых горных работ по сравнению с подземными следующие: 1. Применение более мощной и производительной техники, в результате чего достигаются более высокие технико-экономические показатели: производительность труда на карьерах значительно выше, а себестоимость добываемых полезных ископаемых ниже, чем при подземной разработке.

2. Более высокие темпы роста производительности труда и снижения себестоимости добычи. 3. Меньшие потери и разубоживание полезных ископаемых, лучшие условия для раздельной выемки. 4. Сроки строительства карьеров и удельные капитальные затраты на строительство значительно меньше, чем при строительстве шахт равной производственной мощности. 5. Легче увеличить при необходимости производственную мощность карьера, чем у шахты.

6. Лучшие условия для комплексной механизации и автоматизации производственных процессов. Недостатки открытых горных работ: 1. Необходимость выемки, перемещения и складирования в отвалы больших объемов пустых пород. 2. Требуются большие площади для размещения отвалов пустых пород. 3. Некоторая зависимость от климатических условий и времени года. 4. Необходимость восстановления окружающей среды.

Достоинства открытых горных работ в большинстве случаев преобладают над недостатками и поэтому открытый способ разработки месторождений в настоящее время наиболее эффективен и перспективен, вследствие чего он находит все более широкое применение при добыче различных видов полезных ископаемых. 1.Определение главных параметров карьера. По крепости породы определяем углы откосов бортов (Таб.1.1 методической рекомендации по выполнению курсового проекта).

Рабочий борт…ÂР=180-250 Нерабочий борт………… ВН=350-1.1 Определяем горизонтальную мощность пласта: mгор=m/sina (1.1) mгор=22/0,57=38,6 где m-нормальная, заданная мощность пласта, а- заданный угол залегания пласта. 1.1.2 определяем ширину дна карьера; mгор≥30 то ВД= mгор=38,1.2 Определение геометрических параметров верхних контуров карьера.

2.1 Определение ширины карьера В1 по скальным породам по границе верхнего залегания пласта угля. 1. Определение ширины карьера В1 по скальным породам по границе верхнего залегания пласта угля. В1 = Вд + Вр1 + Вн1, м (1.2) В1 =38,6+199,5+76=310,1м В свою очередь Вр1 = (Н – Нн)tg(90 – βр), м (1.3) Вр1 = (110-15)tg(90-25)=199,5 м Вн1 = (Н –Нн)tg(90 – βн), м (1.4)

Вн1 = (110-15)tg(90-50)=76 где Н – максимальная глубина карьера по пласту угля, м; Нн – глубина наносов, м; βн и βр – углы откосов бортов карьера по скальным породам, град. 2. Определение ширины карьера по верху. Углы бортов карьера по наносам принимаются по таблице 1.1. В = В1 + Вр + Вн, м (1.5) В =310,1+31,5+12=353,6м В свою очередь

Вр = Нн tg(90- βр1), м; (1.6) Вн = Нн tg(90- βн1), м, (1.7) Вр =15 tg(90 –25)=31,5м Вн = 15 tg(90-50)=12м где Вр1 и Вн1 – углы откосов бортов карьера по наносам, град. 1.2.3. Определение длины карьера по верху: Lк = Lп + 2 H tg (90 – ɣт), м (1.8) Lк = 1600 + 2ĥ125tg(90-40)=1302,5м где

Lп – длина по простиранию пласта угля; ɣт – угол откоса бортов карьера в торцах, град (принимается ɣт≈400) 1.3. Определение объема полезного ископаемого: Разведанные запасы полезного ископаемого можно определить по его объему , заложенному в недрах, т.е. Vпи = Sф Lк , м3, (1.9) Vпи =4246ĥ1302,5=5530415м3 где Sф – площадь пласта угля в поперечном разрезе карьера, м2.

Sф = mгорH м2, (1.10) Sф =38.6ĥ110=4246м2 Расчетный объем полезного ископаемого, приблизительный и включает в себя потери, которые будут при разработке его в недрах. Эти потери составляют (10-20%) от разведанных запасов. 1.4. Определение объема вскрышных пород: Vвг = Vпи кс, м3, (1.11) Vвг = 5530415ĥ5,7=31523365 м3 где кс – средний коэффициент вскрышных работ, м3/т.

Этот коэффициент можно принять равным кс = Sв / Sф, (1.12) кс =245125/4246=5,7 Sв=(Вд+В)H/2 (1,13) Sв=(38,6+353,6)125/2=245125 м2 где Sв – площадь поперечного сечения всего карьера, м2 Sф – площадь поперечного сечения угольного пласта карьера, м2 1.5. Определение годового объема горной массы: Vгм= Vпи +

Vвг, м3/год. Vгм=5530415+31523365=37053780 м3/год (1.14) 1.6. Определение годового объема вскрышных пород, подлежащих бурению Vб = Vвг, м3/год. (1.15) Vб =31523365 м3/год 1.7. Определение режима работы карьера: Принимается количество рабочих дней в году, с учетом общепринятых праздничных дней и шестидневной рабочей неделей. Nгод=252 дней Tсм=12 часов Раздел 2. Расчет параметров производственных процессов 2.1

Вскрытие и подготовка карьерного поля к выемке. Карьерное поле вскрывают при помощи капитальных траншей (рис2.1) и подготавливают его к разработке проведением разрезных траншей. Рис 2.1 Схема вскрытия карьерного поля капитальной траншеи. На расчетном карьерном поле (рис.2.1) размещается заданное месторождение угля и закладывается капитальная траншея. За пределами карьерного поля на заданном расстоянии закладывается отвал для горных пород и

склад угля (Рис 2.2). Рис.2.2.Размещение объектов на карьерном поле: а) при автомобильном транспорте ( 1- карьер; 2- отвал; 3- склад угля с обогатительной фабрикой.). 2.2 По принятой расстановке объектов и горно-геологическим условиям выбирается вид транспорта и выемочно-погрузочная техника. Выбираем автомобильный вид транспорта Катерпилар (США) 797В Выбираем гидравлический экскаватор

ЭГ-15 для вскрыше, по углю выбираем экскаватор ЭКГ-12. 2.3 По заданной категории пород по блочности, принимается значение диаметра естественной отдельности массива (de) и предел прочности пород на сжатие (сж ) по таблице 2.2 методических рекомендаций. De=1,6-2,0 сж=80-100 2.3 В зависимости от категорий пород по блочности и высоты столба воды в скважине, определяется коэффициент обводненности.

Ко = 1 + 0,15 (de - 1) hв / hу, (2.1) Ко = 1 + (0,15(2-1)1/15)=1,01 где hв - высота столба воды в скважине, м; hу - высота уступа ( по принятому экскаватору), м. 2.4. Выбор типа бурового станка. Тип бурового станка выбирается по технологическим свойствам пород и обеспечения их рациональной степени взрывного дробления, которая достигается применением следующих диаметров скважин (таблица 2.3) методической рекомендации.

Выбираем буровой станок с диаметром скважины 0,269-0,320 СБШ-320-36 2.5. Выбирается тип ВВ, исходя из гидротехнических характеристик массива в соответствии с Перечнем ВВ допущенных к постоянному применению на ОГР Таб(2.5)методической рекомендации. Выбираем Грамонит 79/21. 2.6 Расчет удельного расхода ВВ. Для осадочных пород угольных месторождений удельный расход

ВВ определяется по формуле q = Квв(f/30+(f/30) (2.2) q = 1(9/30+Ö(9/30)=0.847 кг/м3 где Квв - переводной коэффициент ВВ; f – крепость пород Угол наклона скважин рекомендуется принимать в породах 2-5 категорий - 75 градусов. При разрушении вскрышных пород взрывом, их дробят до такой степени, при которой затраты на разработку пород будут минимальными. Рациональная степень взрывного дробления приведена в таблице 2.6 2.7.

Определение параметров расположения скважных зарядов. К основным параметрам расположения скважных зарядов относят: - длина скважины, L, м; - величина перебура, lп, м; - параметры и конструкция заряда; - длина забойки, lз, м; масса заряда ВВ в скважине; - расстояние между скважинами, a, м; - расстояние между рядами скважин, в, м; - линия сопротивления по подошве, W, м. Длина скважины, L, м

L = hу /sin  + lп, м (2.3) L=15/sin75+1,5=17,1 м lп = 3 d dе, lп = 3ĥ0,32ĥ1,6=1,5 м Длина сплошного заряда, м Lзар. = L Кз, м (2.4) Lзар. =17,1 ĥ0,4506=7,7 м где Кз - коэффициент заряжания скважин зарядом ВВ Кз = 0,45 + 6 ĥ10-4=0,4506 (2.5) Длина забойки, м Lзаб = L - Lзар, м (2.6) Lзаб =17,7-7,7=9,4 м Масса скважинного заряда, кг Qскв = Р Lзар кг (2.7)

Qскв = 72ĥ7,7=554,4 кг где Р - вместимость 1м скважины Р = 0,25  d2 , кг/м (2.8) Р = 0,25ĥ3,14ĥ0,322&#2 93;900=72 кг/м где  - плотность ВВ, кг/м3 Расстояние между скважинами в ряду а =  m Qскв /q hу, м (2.9) а = 1,25ĥ554,4/0,847&am p;#293;15=7,3 м где m - коэффициент сближения скважин, m = 0,85 + 0,25dе, m = 0,85 + 0,25ĥ1,6=1,25

Расстояние между рядами скважин в = а / m, м (2.10) в =7,3/1,25=5,9 м Количество рядов скважин в заходке принимается целым числом р = Абвр /в, (2.11) р =25,6/5,9=4,3 где Абвр - ширина буровзрывной заходки, Абвр  Аэкск м Аэкск=1,6Rчу Аэкск=1,6ĥ16=25,6 Длина линии сопротивления при наклонном расположении скважин принимается

W = в, м Где Wб -линия сопротивления по подошве уступа по условиям обеспечения безопасности бурения первого ряда скважин, м (не менее 3 метров); Wmax - максимально преодолеваемая линия сопротивления по подошве уступа, м Wmax = (50 - 8,5dе) d. Wmax = (50 - 8,5ĥ1,6)0,32=11,6 м 2.8 Выбор схемы взрывания и расчет ширины развала. Для заданных условий при транспортной технологии ширина развала короткозамедленного взрывания должна

быть компактной. Диагональная схема взрывания позволяет уменьшить ширину развала: Вр = Абвр + Вод, м (2.12) Вр = 25,6+31,3=56,9 м где Вод = 0,73 Во м. Вод = 0,73ĥ43=31,3 м Во = 1 + sin(/2 - ) h K q, м (2.13) Во = 1 + sin(90-75) 15ĥ2,5 0,847=43 м где  = 3,14; К - коэффициент, учитывающий взрываемость пород:

К =1,5 для легко взрываемых пород? К = 2, для средне взрываемых пород; К = 2,5 для трудно взрываемых пород. Высота развала по последнему ряду: Нр = 2,8 Абвр / (Абвр / hу + 1)( 0,8 Во / hу + 1), м; (2.14) Нр = 2,8 ĥ25,6 / (25,6 / 15 + 1)( 0,8 ĥ 43 / 15 + 1)=8,1 м Высота развала на расстоянии С = 1,12 Абвр от последнего ряда:

Нс = Кр hу 1 - (1 + Кр Абвр hу / Во)-2  (1.15) Нс = 1,35 ĥ 15 1 - (1 + 1,35 ĥ 25,6 ĥ 15 / 43)-2 =1,62 м Кр - коэффициент разрыхления породы в развале (Кр = 1,35). Время замедления короткозамедленного взрывания: Для пород 4-5 категории по блочности - 35 мс. 2.9. По приведенным расчетам составляется паспорт

БВР. Количество скважин определяется из месячной производительности принятого экскаватора, которая приравнивается к объему разрабатываемых пород в массиве. Vбл=21Qсут.экс (2.16) Vбл=21ĥ13392=281232 м3 Lбл=Vбл/Аэhу (2.17) Lбл=281232/25,6ĥ15=732 м N=AэLбл/ав (2.18) N=25.6ĥ732/7.3ĥ5.9=435 скаженны в блоке 2.10.

Определение производительности бурового станка СБШ-320-36 Сменная производительность равна Рсм = Тсм - Тпз - Тлн / То + Тв, м/смену, (2.19) Рсм = 12 – 0,5 – 0,2 / 0,05 + 0,05=113 м/смену, где Тсм - продолжительность смены, час.; Тпз - время на подготовительно заключительные операции в течении смены, час; ( принимается 0, 5час); Тлн - время на личные надобности, час; (принимается 0,2час.);

Тв - время на выполнение вспомогательных операций, приходящееся на 1 м скважины, час. (принимается 0,05 час.); То - время на выполнение основных операций, приходящееся на 1 м скважины, час; То = 1/ Vб, час, (2.20) То = 1/ 18=0,05, час, где Vб - скорость бурения скважины, м/час принимается для станков вращательно-ударного бурения 15-18 м/час; Суточная производительность бурового станка : Рсут = nсм

Рсм, м/сутки; (2.21) Рсут = 2 ĥ 113=226 м/сутки; где nсм - число смен в сутках, nсм – 2 сменыв сутки Годовая производительность бурового станка: Р год = nгод Рсут, (2.22) Р год = 252 ĥ 226=56952 м/год где nгод - число смен в году. nгод - 252 2.11. Определение необходимого количества буровых станков Рабочий парк: Nрс = Vбг /Ргод, (2.23) Nрс = 982858,8 /56952= 17 где

Vбг - годовой объем бурения, м3/год. Vбг = Vб /n м3/год, (2.24) Vбг = 37053780/37,7=982858,8 м3/год, где Vб - объем пород, подлежащих бурению, м3/год, n - выход горной массы с 1 м скважины, м3 n = а в hу/Lскв, (2.25) n=7,3 ĥ 5,9 ĥ 15/17,1=37,7 Инвентарный парк буровых станков: Nис = Nрсf, (2.26) Nис = 17 ĥ 1,25= 21 где f - коэффициент резерва ( 1 1,25)

Раздел 3. Расчет элементов систем разработки. Расчет заключается в определении высоты уступа, ширины заходки, углов откоса уступа и параметров места расположения экскаватора. 3.1. Параметры забоя. При разработке мягких пород (в том числе угля) мехлопатами с нижней погрузкой: Высота уступа определяется hуmax £ Нч max , м (3.1) 15 £ 16 При разработке взорванных пород мехлопатами с нижней погрузкой:

Высота уступа в массиве коренных пород: hу 1,5 Нч max, м (3.2) 15 £ 24 Высота уступа в развале: hу = Нр  Нч max, м (3.3) 15 = 8,1 £ 16 Где Нр - высота развала, м Ширина заходки экскаватора в массиве: Аэ = (1,5 - 1,7) Rчу, м; (3.4) Аэ = 1,6 ĥ 16= 25,6 м;

3.2 Параметры рабочей площадки: Ширина рабочей площадки по наносам (по углю) и по буровзрывным породам при работе с автомобильном. где С – берма безопасности , м (С ≥ 3м); П – ширина рабочей площадки для размещения дополнительного оборудования, м ( принимается П=5-6 м); Т – ширина транспортной полосы: для автомобильного транспорта Т = 7м; Z – расстояние от нижней бровки развала или уступа до транспортной полосы, м (Z = 2,5-3,5 м);

Вр – ширина развала, м. Вп – ширина призмы возможного обрушения. Ш – ширена рабочей площадки Ш=А+Z+T+П+С+Вп (3,5) Ш=24+2,5+7+5+3+9=50,5 м Вп= hу(ctgaу-ctga) (3,6) Вп=15(1,4-0,8)=9 Ширена рабочей площадки при разработки вскрышных работ Ш=Вр+Z+T+П+С+Вп Ш=56,9+2,5+7+5+3+9=83 м 3.3. Определение производительности экскаватора. 3.3.1. Паспортная производительность экскаватора:

Qп =3600 E / tц, м3/ч, (3.7) Qп =3600 ĥ 15/26=2076,9 м3/ч где E – 15 м3 вместимость ковша экскаватора, м3; tц – 26сек паспортная продолжительность цикла экскавации, сек.(таб.1,3 приложения к методическим рекомендациям). 3.3.2. Техническая производительность экскаватора ЭГ-15 Qтех = 3600 Е Кз Кэ / tц, м3/ч, (3.8) Qтех = 3600 ĥ 15 ĥ 0,8 ĥ 0,56/26=930

м3/ч, где Кз – коэффициент влияния параметров забоя, (для торцевого забоя Кз = 0,9, для тупикового Кз = 0,8). Кэ – 0,56 коэффициент экскавации (таб. 3.1 методических рекомендаций) tц – продолжительность цикла экскавации 3.3.3. Эксплуатационная производительность экскаватора: Сменная производительность, Qсм =Qчас Tсм Kи, м3/см (3.9) Qсм =930 ĥ 12 ĥ 0,6=6696 м3/см где

Тсм – продолжительность смены, час; Ки – коэффициент использования экскаватора в течении смены, (табл. 3,2 методических рекомендаций) Суточная производительность, Qсут = Qсм n, м3/сут (3.10) Qсут = 6696ĥ2=13392 м3/сут где n – 2 количество рабочих смен в течении Годовая производительность, Qгод = Qсут Nгод, м3/год, (3.11) Qгод = 13392 ĥ 252= 3374784 м3/год где Nгод – 252 количество рабочих дней в году.

3.3.4. Необходимое количество экскаваторов в работе (рабочий парк): Nрэ = Vгм / Qгод (3.12) Nрэ =31523365 / 3374784=9 где Vгм – годовой объем горной массы карьера, перерабатываемой экскаваторами, м3/г. 3.3.5 Инвентарный парк экскаваторов: Nиэ = Nрэ f, (3.13) Nиэ = 9 ĥ 1,4=13 где f – коэффициент резерва экскаваторного парка (принимается 1,2-1,4) 3.3.6

Определяем техническую производительность экскаватора ЭКГ-12 Qтех = 3600 Е Кз Кэ / tц, м3/ч, (3.14) Qтех = 3600 ĥ 12 ĥ 0,9 ĥ 0,56/26= м3/ч где Кз – коэффициент влияния параметров забоя, (для торцевого забоя Кз = 0,9, для тупикового Кз = 0,8). Кэ – 0,56 коэффициент экскавации (таб. 3.1 методических рекомендаций) tц – продолжительность цикла экскавации 3.3.7

Эксплуатационная производительность экскаватора: Сменная производительность, Qсм =Qчас Tсм Kи, м3/см (3.15) Qсм =930 ĥ 12 ĥ 0,6=6696 м3/см где Тсм – продолжительность смены, час; Ки – коэффициент использования экскаватора в течении смены, (табл. 3,2 методических рекомендаций) Суточная производительность, Qсут = Qсм n, м3/сут (3.16) Qсут = 6696ĥ2=13392 м3/сут где n – 2 количество рабочих смен в

течении Годовая производительность, Qгод = Qсут Nгод, м3/год, (3.17) Qгод = 13392 ĥ 252= 3374784 м3/год где Nгод – 252 количество рабочих дней в году. 3.3.8 Необходимое количество экскаваторов в работе (рабочий парк): Nрэ = Vгм / Qгод (3.18) Nрэ =5530415 / 3374784=2 где Vгм – годовой объем горной массы карьера, перерабатываемой экскаваторами, м3/г.

3.3.9 Инвентарный парк экскаваторов: Nиэ = Nрэ f, (3.19) Nиэ = 2 ĥ 1,4=3 где f – коэффициент резерва экскаваторного парка (принимается 1,2-1,4) Раздел 4. Расчет параметров процесса перемещения горных пород Технические характеристики автосамосвалов приведены в приложении 1. (таб 3.2) Выбираем автосамосвал Катерпилар (США) 797В 4.1 Определение количества автосамосвалов, работающих в

комплексе с одним экскаватором: nа = Тр / tп, (4.1) nа = 40,5 / 8,8=5 где Тр – время рейса автосамосвала, мин; Тр = tп + tд + tм + tо + tр, мин. (4.2) Тр = 8,8 + 27 + 2,6 + 1,5 + 0,6=40,5 мин. где tп - время погрузки автосамосвала, мин; tд - время движения в грузовом и порожнем направлении, мин; tм - время на маневры, мин; tо - время ожидания автосамосвала у экскаватора, мин; tр - время разгрузки автосамосвала, мин.

Время погрузки автосамосвала определяется: tп = (Vа Kр / 60E Kн) tц, мин; (4.3) tп = (173 ĥ 1,6 / 60 ĥ15 ĥ 0,9)26=8,8 мин где Vа – вместимость кузова автосамосвала, м3; Кр, Кн – коэффициенты разрыхления и наполнения ковша экскаватора; Е - геометрическая вместимость ковша, м3; tц – время цикла экскаватора, с. Время движения автосамосвала складывается из времени движения в грузовом и порожнем направлениях: tд

= tгр + tпор, мин (4.4) tд = 15 + 12=27 мин где tпор = Ка [(60 Lо / V о) + (60 Lс / V с) + (60 Lз / Vз)], мин (4.5) tпор = 1,1 [(60ĥ1,5 / 16) + (60ĥ1,6 / 36) + (60ĥ1 / 15)]=12 мин tгр = Ка [(60 Lо / V о) + (60 Lс / V с) + (60 Lз / Vз)], мин (4,6) tпор = 1,1 [(60 ĥ1,5 /16) + (60 ĥ1,6 /30) + (60ĥ1 /12)]=15 мин Lо – длина отвальных дорог, км (принимается 1,5-2,0

км), Lс - длина стационарных дорог, км (расстояние от карьера до отвала), Lз – длина забойных дорог , км (принимается 0,5- 2,5 км); Vо, Vс, Vз – скорости движения автосамосвала, соответственно по отвальным, стационарным и забойным дорогам в груженом и порожнем направлениях, км/час; Ка – коэффициент, учитывающий разгон и торможение автосамосвала, (принимается 1,1)

Время на маневры автосамосвала при погрузке и разгрузке), а также время ожидания автосамосвалов (таблица 4.4 методических рекомендаций) tм = tмп + tма (4.7) tм = 1,4 + 1,2=2,6 мин 4.1.2.Определение производительности автосамосвалов Техническая производительность: Пт = 60 Vа / Тр, м3/ч; (4.8) Пт = 60 ĥ 173 / 40,5=256 м3/ч; Сменная производительность автосамосвала: Псм =(Тсм

Ки / Тр) Vа, м3/см; (4.9) Псм =(60 ĥ12 ĥ0,8 / 40,5) 173= 2460 м3/см; где Ки – коэффициент использования автосамосвала в течении смены ( принимается 0,7-0,8); Тсм – продолжительность смены, мин. Суточная производительность автосамосвала: Псут = Псм nсм, м3/сут; (4.10) Псут = 2460 ĥ 2=4920 м3/сут; Месячная производительность автосамосвала: Пмес =

Псут nм, м3/мес; (4.11) Пмес = 4920 ĥ 21=103320 м3/мес; где nм – количество рабочих дней в месяце; nм –21 Годовая производительность автосамосвала: Пгод = Псут nг, м3/год. (4.12) Пгод = 4920 ĥ 252=1239840 м3/год. где nг – количество рабочих дней в году. nг – 252 4.1.3 Определение рабочего парка автомобилей: Nр = Vгр Kн / Пгод, (4.13) Nр = 37053780 ĥ 1,1 / 1239840=30 где

Vгр – годовой грузооборот карьера, м3/ год; Кн - коэффициент неравномерности работы транспорта, (принимается 1,1-1,5). 4.1.4. Определение инвентарного парка автосамосвалов: Nи = Nр /f (4.14) Nи = 30/0.9=33 где f – коэффициент готовности автопарка (принимается 0,7-0,9). 4.1.5. Определение пропускной способности автодороги: Пропускная способность автодороги (λ ) это максимально возможное количество автосамосвалов,

которые могут пройти по ее ограничивающему участку в единицу времени. λ = 1000 Vктnп Кнд / Lи, час, (4.15) λ = 1000 ĥ 25 ĥ1 ĥ0,8 / 56=357 час, где Vкт - скорость движения автосамосвала в капитальной траншее, км/час (принимается 25-30 км/час); nп - число полос движения; Кнд – коэффициент неравномерности движения, (принимается 0,7-0,8); Lи – интервал следования автосамосвалов, м. Lи = Vкт + 0,04

Vкт2 + 6 ≥ 50 м. (4.16) Lи = 25 + 0,04 ĥ 252 + 6=56 ≥ 50 м. 4.1.6 Определение провозной способности автодорог Па = λ Vа /f ≥ Vгр, м3/час (4.17) Па = 357 ĥ 71,8 /2=12816 ≥ 930 м3/час (4.17) где f - коэффициент резерва (принимается 1,75-2,0); Vа – вместимость кузова автосамосвала, м3; Vгр – часовой грузооборот карьера по горной массе, м3/час.

Раздел 5 Расчет параметров отвальных работ. 5.1 Бульдозерное отвалообразование. При транспортировке вскрышной породы автомобильным транспортом применяют бульдозерное отвалообразование, которое включает разгрузку автосамосвала на верхней площадке отвала и перемещение породы под откос уступа бульдозером. 5.1.1 Определение площади, занимаемой отвалом (для гористой местности): Sо = Vв Kро / Hо Kо, м2, (5.1) Sо = 31523365 ĥ 1,06 /150 ĥ 0,9=247516 м2, где

Vв – объем вскрышных пород, подлежащих размещению в отвале за срок существования карьера, м3; Кро – остаточный коэффициент разрыхления пород в отвале, ( принимается 1,06-1,15); Но – высота отвала, м (принимается на равнине не более 30 м, а на гористой не более 150 м); Ко – коэффициент, учитывающий использование площади отвала (при 1 ярусе 0,8-0,9; при 2 ярусе 0,6-0,7). По известной площади определяется размер отвала в плане; при этом принимается длина отвала

L- 1,5-2.0 км. B= Sо/L (5.2) B= 247516/2000=123.7 5.1.2 Среднее число автомобилей, разгружающихся на отвале в течении часа: Nч = Vвч Kн / Qач, (5.3) Nч = 39802 ĥ 1.2 / 256=186 где Vвч – производительность карьера по вскрыше, часовая, м3/час; Kн – коэффициент неравномерности работы карьера по вскрыше, ( принимается 1,2-1,5);

Qач – производительность автосамосвала часовая, м3/час. 5.1.3 Число автосамосвалов , одновременно разгружающихся на отвале: Nа = Nч tрм /60, (5.4) Nа = 186 ĥ 2 /60,=6 где tрм - время разгрузки и маневрирования при разгрузке, мин (принимается 1,5-2,0 мин), 5.1.4 Длина фронта разгрузки на отвале: Lф = Nа lп, м (5.5) Lф = 6 ĥ 20=120 м где lп - ширина полосы по фронту отвала, занимаемая

автомобилем при маневрировании, м (принимается 18-20 м). 5.1.5 Число разгрузочных участков отвала, находящихся в одновременной работе: Nур = Lф / Li, (5.6) Nур = 120 / 60=2 где Li – длина одного участка, м (принимается 60-80 м). 5.1.6 Число планировочных участков: Принимается равным числу разгрузочных участков, т.е. Nуп = Nур, (5.7) 2=2 5.1.7 Число резервных участков:

Nурез = (0,5- 1,0) Nур, (5.8) Nурез = 1 ĥ 2=2 5.1.8 Общее количество участков: Nуо = Nур + Nуп + Nурез, (5.9) Nуо = 2 + 2 + 2=6 5.1.9 Общая длина отвального фронта работ: Lфо = (60-80) Nуо, (5.10) Lфо = 60 ĥ 6=360 5.1.10 Расчет производительности бульдозера при планировке отвала:

Д-572(базовый трактор ДЭТ-250) Часовая (техническая) производительность бульдозера на планировочных работах Qбч = 3600 F / n t, м2/час, (5.11) Qбч = 3600 ĥ 40,4 / 3 ĥ 50=969,6 м2/час, где F - площадь, планируемая бульдозером за один проход, м2; t - время, затрачиваемое на проход (планирование, поворот и переключение передач) по одной полосе, сек (принимается 35-50 сек); n – число проходов по одному месту, (принимается 2-3). Площадь, планируемая бульдозером за один проход определяется:

F =а (В sinφ – Впр), м2 (5.12) F =10 (4,54 ĥ 1 – 0.5)=40,4 м2 где а – длина полосы, планируемая за один проход, м (принимается 10-20 м); В – длина отвала (лемеха), м (принимается по выбранному типу бульдозера, приложение 1); φ – угол установки лемеха к оси движения бульдозера, (принимают 900); Впр – ширина перекрытия планируемых полос, м (принимается 0,3-0,5 м).

Годовая производительность бульдозера: Qбг = Qбч Kи Tсм nсм Nгб, м3/год, (5.13) Qбг = 969,6 ĥ 0,8 ĥ 12 ĥ 2 ĥ 252= 5864140 м3/год, где Kи – коэффициент использования бульдозера в течении смены, (принимается 0,8-0,9); Tсм – продолжительность смены, час; nсм – количество смен в сутки; Nгб – число рабочих дней в году. 5.1.11 Число рабочих бульдозеров на отвале (рабочий парк):

Nрб = Vвг / Qбг, (5.14) Nрб = 31523365 /5864140=5 где Vвг –объем бульдозерных работ на отвале, равный годовому объему вскрыши, м3/г; Qбг – годовая производительность бульдозера, м3/г. 5.1.12 Инвентарный парк бульдозеров: Nиб = Nрб f, (5.15) Nиб = 5 ĥ 1,4=7 где f - коэффициент резерва, (принимается 1,3-1,4).

6. Выбор оборудования для заряжания и забойки скважин 6.1 Для транспортирования ВВ и заряжания скважин при ведении БВР применяют следующие типы машин. Выбираем машину МЗ-4А (таблица 6.1 методической рекомендации). 6.2 Для механизации забоечных работ используют машины, выполняющие забойку скважин привозным забоечным материалом

(песок, отсев), ЗС-1М (таблица 6.3 методической рекомендации) 7.Заключение Для разработки данного месторождения потребуется; Буровых станков СБШ-320-36 - 21 ш. Экскаваторов на вскрышу ЭГ-15 - 13 ш. Экскаваторов по углю ЭКГ - 12 - 3 ш. Автосамосвал Катерпилар (США) 797В – 33 ш. Бульдозеров: Д-572 (ДЭТ-250) -

7 ш. Целесообразно разработать это месторождение за 3 года, тогда; Буровых станков СБШ-320-36 - 7 ш. Экскаваторов на вскрышу ЭГ-15 - 5 ш. Экскаваторов по углю ЭКГ - 12 - 2 ш. Автосамосвал Катерпилар (США) 797В - 11 ш. Бульдозеров: Д-572 (ДЭТ-250) - 3 ш. 8. Список использованной литературы. 8.1 В. И.

Городниченко, А.П. Дмитриев. Основы горного дела, М, Издательство «Горная книга» 2008г. 8.2 М.Г. Потапов. Карьерный транспорт М, Недра, 1985г. 8.3. Р.Ю. Подэрни. Горные машины и комплексы для открытых работ. М, Недра 1985г. 8.4. Справочник. Открытые горные работы. М, Горное бюро 1994г.

8.4. Проспекты выпускаемых современных машин. 8.5 А.С. Ильиных Методические рекомендации по выполнению курсового проекта, Кемерово, 2003г.