Размещено на http://www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

Разработка месторождений открытым способом делится на следующие этапы: подготовка поверхности карьерного поля -- вырубка леса и корчевка пней, отвод русел рек и ручьев за пределы карьера, снос зданий и сооружений, перенос шоссейных и железных дорог, линий электропередачи и т.п. ; горно-капитальные работы в период строительства карьера заключаются в проведении капитальных траншей для обеспечения транспортного доступа к рабочим горизонтам карьера и разрезных траншей для создания первоначального фронта горных работ, удалении некоторого объема вскрышных пород для вскрытия запасов полезного ископаемого перед пуском карьера в эксплуатацию; горно-подготовительные работы в период эксплуатации карьера - в проведении горных выработок для вскрытия очередного рабочего горизонта; вскрышные и добычные работы.

Подготовка поверхности и осушение месторождения, горно-капитальные и горно-подготовительные работы выполняются последовательно в период строительства карьера. В период эксплуатации горно-подготовительные и вскрышные работы выполняются параллельно с добычными, опережая их в пространстве и времени.

Горно-подготовительные, горно-капитальные, вскрышные и добычные работы выполняются по определенной технологической схеме, включающей следующие производственные процессы: подготовка горных пород к выемке; выемочно-погрузочные работы; перемещение горной массы: разгрузка и складирование полезного ископаемого; отвалообразование.

Разнообразие горно-геологических условий месторождении требует различной механизации и технологии открытых горных работ.

Технология открытой разработки--совокупность горных работ и производственных процессов, обеспечивающих безопасную и экономичную добычу полезных ископаемых. В зависимости от применяемых средств механизации технология открытой разработки месторождений может быть: непрерывной (поточной), когда все технологические процессы выполняются непрерывно; цикличной, когда технологические процессы выполняются в последовательном повторении рабочих и холостых ходов; комбинированной (циклично-поточной), если в комплексе машин, выполняющих производственные процессы, используются машины цикличного и непрерывного действия.

Технология с использованием роторных (цепных) экскаваторов и конвейерного транспорта называется непрерывной; с применением одноковшовых экскаваторов, фронтальных погрузчиков и колесных видов транспорта--цикличной; при сочетании выемочно-погрузочных средств цикличного действия, грохотильно-дробильных агрегатов с конвейерным транспортом--циклично-поточной.

Целью курсового проекта является закрепление теоретических основ пройденного материала, приобретению навыков по проектированию, обучении самостоятельному решению комплекса взаимосвязанных технических и технологических задач по подготовке, выемке, перемещению и отвалообразованию горных пород в конкретных горно - геологических условиях. Исходные данные принимаются по первой производственной практике.



1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О МЕСТОРОЖДЕНИИ И КАРЬЕРЕ

1.1 Район расположения месторождения

Жирновское месторождение одно из наиболее крупных и лучших по качеству добываемой продукции. Сырье, добываемое ООО "Рускальк" используется для получения строительного щебня и извести.

ООО «Рускальк» разрабатывает участки «93» км , «Быстрореченский» и «Хорошевский №3» Жирновского месторождения, расположенного в Тацинском районе Ростовской области, в 8 км к СВ от железно-дорожной станции Жирнов. Участок «Хорошевский №3» и «93 км» расположены на левом берегу р.Быстрая - приток р.Северский Донец. Поверхность участка разделяется балкой Хорошей на 2 примерно равные части, которые рассечены системой небольших оврагов с крутыми склонами. Участок «Быстрореченский» приурочен к южной части водораздела балок Таловая и «Хорошая» (левые притоки реки Быстрая) и представляет собой ровную поверхность.

1.2 Геологическая характеристика месторождения

Район Жирновского месторождения относится к палеозойским структурам северо-восточной части складчатого Донбасса к его северной зоне мелкой складчатости. Жирновское месторождение расположено в пределах Грачево-Жирновской синклинали. Участок Жирновского месторождения приурочен к восточному замыканию синклинали и частично к ее северному и южному крыльям.

В геологическом строении участка "Хорошевский №3" слагающие породы представлены известняками,суглинками, сланцами. Известняк, слагающий полезную толщу, серого цвета с бурым или коричневым оттенком. В шлифах основная масса породы сложена зернами кальцита размером 0,005-0,08 мм. перекристаллизованные обломки раковины составляют 3-5%, встречаются единичные зерна кварцита и пирита.

1.3 Гидрогеологическая характеристика

На участке вскрыт один безнапорный водоносный горизонт, приуроченный к трещиноватым известнякам пласта . Приток грунтовых вод в карьер практически не наблюдается, это связано с дренирующим влиянием действующего карьера, имеющего выработанное пространство в западном направлении и действующего участка «Быстрореченский». Водообильность пласта составляет 0,04-0,06 л/сек, средний коэффициент фильтрации 0,0926 м/сутки. Максимальный приток паводковых и ливневых вод в пределах 137 м³/час. Для своевременного осушения участка потребуется водоотлив производительностью 350 м³/час.

1.4 Качественная характеристика полезного ископаемого

Полезное ископаемое (известняк, песчаник) относится к V11 категории по трудности экскавации, коэффициент по шкале Протодъяконова 6, требует предварительного рыхления взрывным способом. Скальная вскрыша представлена песчанистыми и глинистыми сланцами, коэффициент крепости 4. Мягкая вскрыша (пески, глина) разрабатывается без предварительного рыхления.

Физико-механические свойства известняка:

1. Объемный вес в целике - 2,51 т/м³

2. Удельный вес в среднем - 2,72 г/см³

3. Пористость известняка колеблется от 1,5% до 5,4%.

4. Водопоглащение от 0,2 до 3,1 %

5. Прочность на сжатие: в сухом состоянии от 414 до 3032 кг/см2; в среднем от 527 до 2215 кг/см³;

6. Естественная влажность от 0,02 до 0,32 %, с преобладающими значениями 0,06 %; карьрная влажность - от 0,07 до 0,23 %.

7. Содержание глинистых и пылевидных фракций от 0,1 %; очень редко до 5 %.

Предельное содержание химических компонентов в (%) на разрабатываемом участке

СаО-54,1%; Mq0-0,5 %; Si02-1%; A1203+Fe203=0,2%; S- 0,02%; P-0,006%; Известняки данного участка оцениваются как сырье для получения конверторных известняков I, II сортов -70%; флюсовых известняков I, II сортов - 30%..

1.5 Общая характеристика системы разработки

Добычные и вскрышные горизонты развиваются в восточном направлении, транспортные бермы располагаются вдоль южного и северного борта. Система разработки по классификации профессора Ржевского В.В. сплошная, однобортовая поперечная с внутренним отвалообразованием. Заезды на все горизонты расположены вдоль южного борта, на отвалы - как с южной, так и с северной.

1.6 Режим работы карьера

Сезонность работы карьера - круглогодовая. На добычных и вскрышных работах количество рабочих дней в году составляет 350, в три смены по 8 часов, непрерывная рабочая неделя. Буровзрывные работы ведутся 260 рабочих дней в году, в две смены по 8 часов, прерывная пятидневная рабочая неделя. Рекультивационные работы имеют сезонный характер, 130 рабочих дней в году, в две смены по 8 часов, прерывная рабочая неделя.

1.7 Подготовка горных пород к выемке

Вскрыша представлена двумя типами пород: мягкая и скальная. Мягкая вскрыша - ПРГ, пески, суглинки ; скальная вскрыша - песчанистые и глинистые сланцы. Коэффициент крепости скальной вскрыши 4, в связи с чем отрабатывается буровзрывным способом. Высота добычных и вскрышных уступов составляет 10 метров. В качестве взрывчатого вещества применяется граммонит 79/21.

Фактический удельный расход взрывчатого вещества на добыче - 0,6 кг/ м³, на вскрыше составляет - 0,5 кг/ м³. В качестве бурового оборудования принимаем СБШ - 200 с диаметром долота 215,9 мм.



2. БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ ПО ПОЛЕЗНОМУ ИСКОПАЕМОМУ

2.1 Основные параметры БВР

Величина преодолеваемого сопротивления по подошве уступа (СПП) для одиночного скважинного заряда:

где:

P - вместимость 1 м скважины:

P = d² / 4 = 3,14 · 0,229² · 0,9 / 4 = 0,037 т = 37 кг;

d - диаметр скважины, d = 0,229 м;

- плотность заряжания, = 0,9 т / м³

При шарошечном и ударно-вращательном бурении диаметр скважины определяется по формуле

d = d_д ·k_раз = 0,2159 · 1,06 = 0,229 м = 229 мм;

где:

d_д - диаметр бурового долота, коронки, d_д = 215,9 мм;

k_раз - коэффициент разбуривания (k_раз = 1,05...1,08).

Рассчитанная для вертикальных скважин линия сопротивления по подошве должна удовлетворять условию безопасности:

W H ctg + C,



где - рабочий угол откоса уступа, градус;

C Z 2 - расстояние от верхней бровки уступа до гусениц бурового станка, м;

Z - призма обрушения уступа:

Z = H (ctg_У - ctg) = 10 · (сtg 65⁰ - ctg 80⁰) = 10 · (0,47 - 0,17) = 10 · 0,3 = 3 м;

_У - устойчивый угол откоса уступа, _У = 65⁰;

W 10 · ctg 80⁰ + 3 = 10 · 0,17 + 3 = 4,7 м;

W> 4,7 м, т.к. 7,8 >4,7 м

Линия сопротивления по подошве удовлетворяет условию безопасности, поэтому применяем вертикальные скважины.

Величина ориентировочногоперебура:

l_пер = 0,5qW = 0,5 · 0,6 · 7,8 = 2,3;

где:

q - удельный расход ВВ, q = 0,6 кг/ м³;

W - сопротивление по подошве уступа, W = 7,8 м.

Длина забойки:

l_заб = (0,6…0,8) · W = 0,7 · 7,8 = 5,46 м;

где:

W - сопротивление по подошве уступа, W = 7,8 м.

Длина заряда:



l_зар = H + l_пер - l_заб= 10 + 2,3 - 5,5 = 6,8 м;

Глубина скважины:

l = H + l_пер= 10 + 2,3 = м;

где:

Н - высота уступа, Н = 10 м;

l_пер - длина перебура, l_пер = 2,3 м.

Вес заряда в скважине:

Q = q·W·a·H = 0,6 · 7,8 · 7 · 10 = 327,6 кг;

где:

W - сопротивление по подошве уступа, W = 7,5 м;

q - удельный расход ВВ, q = 0,6 кг/ м³;

а - расстояние между скважинами в ряду, а = 7 м;

Н - высота уступа, Н = 10 м.

Расстояние между зарядами в ряду:

a = m·W = 0,91 · 7,8 = м;

где:

m - относительное расстояние между зарядами в ряду, m = 0,8...1,2;

W - сопротивление по подошве уступа, W = 7,8 м;

b = (0,9...1)·W = 0,9 ·7,8 = м;

где b-расстояние между рядами при многорядном взрывании;

Также принимаем интервал замедления, который составляет 15 - 25 мс.

Величина СПП с учетом взаимодействия зарядов при одновременном взрывании скважин первого ряда и m 1,2 равна:

W_ВЗ = W(1,6 - 0,5m) = 7,8 · (1,6 - 0,5 · 0,91) = 8,9 м;

Принимаем

W = W_ВЗ = 7,8 м.

Параметры развала:

а) ширина развала взорванной горной массы:

В = 1,64 · Н + (2 - 1) · b = 1,64 · 10 + (2 - 1) · 7 = 23,4 м;

где:

Н - высота уступа, Н = 10 м;

n - количество рядов скважин, n = 2;

b - расстояние между рядами скважин, b = 7 м.

б) высота развала взорванной горной массы:

Н - высота уступа, Н = 10 м;

n - количество рядов скважин, n = 2;

q - удельный расход ВВ, q = 0,6 кг/ м³ ;

2.2 Буровые работы

Станок СБШ - 200 вращательного бурения с диаметром скважины 215,9 мм. Исходя из опыта работы горного предприятия на данном месторождении коэффициент крепости принимаем равным 6.

Группа пород по СНиП:

F = 2,5(f )^0,5 = 2,5 · 6^0,5 =2,5·2,4= 6--V11 группа.

Показатель буримости горных пород:

П_б = 0,07(_сж+ _сдв) + 0,7 = 0,07 · (80 + 35) + 0,7 · 2,51 = 9,8

где:

_сжпредел прочности на сжатие, _сж = 80 МПа;

_сдв - предел прочности породы на сдвиг, _сдв = 35 МПа;

- плотность породы, = 2,51 т/м³.

Техническая скорость бурения вращательного станка:

d_K - диаметр коронки, d_K = 0,2159 м;

Р_о - осевая нагрузка на буровой инструмент, кН;

Р_о=(60...80) ·f · d_д= 70 ·6 · 0,2159 = 60,45 кН

П_б- показатель буримости горных пород;

n_в - частота вращения бурового става, с^-1;

Сменная производительность бурового станка (м/см) без учета внеплановых простоев:

П_б.см = (Т_см - Т_п.з - Т_р.п) / ( 1/v_б + t_В) = (8 - 0,75) / (0,14+ 0,05) =7,25/0,3= 38,2 м/см;

где:

Т_см - продолжительность смены, Т_см = 8 час;

Т_п.з, Т_р.п - продолжительность подготовительно-заключительных операций и регламентированных перерывов (Т_п.з+Т_р.п) = 0,5...1 часа), час;

t_В - вспомогательное время на бурение 1 м скважины = 0,05 час;

Годовая производительность бурового станка:

П_б.год = П_б.см · n_см · n_р.д = 38,2 · 2 · 260 = 19864 м/год;

где n_см - количество рабочих смен бурстанка в сутки, n_см = 2;

n_р.д - количество рабочих дней станка в году, n_р.д = 260;

Выход взорванной горной массы с 1 м скважины:

V_г.м = H ·a [W + b (N_p - 1)] / (N_p· L) = 10 · 7 · [7,8 + 7 · (2 - 1)] / 2·12,3 = 42,1 м³;

b - расстояние между рядами скважин, b = 7 м;

W - сопротивление по подошве уступа, W = 7,8 м;

а - расстояние между скважинами в ряду, а = 7 м;

Н - высота уступа, Н = 10 м;

N_р - количество рядов скважин, N_р = 2.

Рабочий парк буровых станков:

N_б.p = Q_г.кар /(П_б.год ·V_г.м) = 580 000 / (19864 · 42,1) = 0,69 1

где Q_г.кар - объем горной массы, подлежащий обуриванию, Q_г.кар = 580 000 м³.

Принимаем 1 станок СБШ-200 для бурения скважин на добыче с диаметром долота 215,9 мм.

Инвентарный парк бурстанков:

N _б.ин = 1,2 N_б.p = 1,2 · 0,34 = 0,83

Инвентарный парк буровых станков равняется 1.

Объем массового взрыва на рабочем уступе:

V_м.в = (5…10) ·Q_э.сут = 8 · 1657,1 = 13256,8 м³

где:

Q_э.сут - суточная производительность экскаватора,

Q_э.сут = 580 000 / 350 = 1657,1 м³/ сутки;

Количество взрываемых скважин за один массовый взрыв:

N_скв = V_м.в / (l·V_г.м) = 13256,8 / (12,3 · 42,1) =25,6 26

За один массовый взрыв требуется взорвать 26 скважин.

Длина взрываемого блока:

L_б = N_скв · а / N_р = 26· 7 / 2 = 91 м

2.3 Дробление негабаритных кусков породы и валунов

Буровые работы производятся станком типа СБШ-200. Бурение негабаритных кусков горной массы производится компрессором типа ПР-12/07М. Валуны и негабаритные куски породы дробятся взрыванием зарядов в шпурах. Длина ребра негабарита принимаем исходя из таблиц 1 и 2, которая составляет 1,2 м. Глубина бурения - 0,45 м; вес заряда - 185 г; диаметр заряда - 36 мм.

Таблица 1- Вес зарядов и глубина бурения шпуров при дроблении негабаритных кусков породы

Длина ребра негабарита, м	Глубина бурения, м	Вес заряда, г	Диаметр заряда, мм
0,5	0,15	20-40	32
0,6	0,20	30-60	32
0,7	0,25	40-80	32
0,8	0,25-0,30	50-110	32
0,9	0,30-0,40	70-114	32
1,0	0,35-0,50	90-180	32
1,1	0,35-0,50	100-200	36
1,2	0,40-0,55	120-250	36
1,3	0,45-0,60	140-280	36
1,4	0,45-0,70	170-340	36
1,5	0,50-0,80	190-380	36

Нормативный выход негабаритных кусков породы приводится в табл. 2

Таблица 2- Допустимый размер негабарита

Тип оборудования	Размер куска, м
Дробилки:
Конусная ККД-500	0,40
Конусная ККД-900	0,75
Конусная ККД-1200	1,00
Конусная ККД-1500	1,20
Щековая 1200х900	0,70
Щековая 1500х1200	1,00
Щековая 2100х1500	1,20
Экскаваторы c емкостью ковша, м3:
Е = 1	0,75
Е = 2	0,90
Е = 3	1,00
Е = 4	1,10
Е = 6	1,30
Е = 8	1,50



2.4 Определение размеров опасной зоны

Расстояние, опасное для людей по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов:

,

где:

_з- коэффициент заполнения скважины ВВ:

_з = l_зар / l =7 / 12,3 = 0,57;

_заб - коэффициент заполнения скважины забойкой, _заб = 1 при полном заполнении свободной части;

f - коэффициент крепости пород по Протодъяконову, f = 4;

d - диаметр взрываемой скважины, d = 0,229 м;

a - расстояние между скважинами в ряду или между рядами, а = 7 м.

Принимаю безопасное расстояние по разлету отдельных кусков 190 м.

Сейсмически безопасное расстояние для зданий и сооружений по колебаниям грунта:

,

где К_Г - коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого здания (табл. 4);

К_С - коэффициент, зависящий от типа здания (сооружения) и характера застройки (табл. 5);

- коэффициент, зависящий от условий взрывания (табл. 6);

Q - масса заряда, Q = 327,6 кг.



Таблица 3-Значения коэффициента К_Г

Породы	КГ
Скальные породы плотные, ненарушенные	5
Скальные породы, нарушенные, неглубокий слой мягких грунтов на скальном основании	8
Необводненные песчаные и глинистые грунты, глубиной более 10 м	12
Почвенные обводненные грунты и грунты с высоким уровнем грунтовых вод	15
Водонасыщенные грунты	20

Таблица 4- Значения коэффициента К_С

Здания (сооружения)	КС
Одиночные здания и сооружения производственного назначения с железобетонным или металлическим каркасом	1
Одиночные здания высотой не более двух-трех этажей с кирпичными и подобными стенами	0,8
Небольшие жилые поселки	2

Таблица 5- Значения коэффициента

Условия взрывания
Камуфлетный взрыв и взрыв на рыхление	1
Взрыв на выброс	0,8
Взрыв полууглубленного заряда	0,5
Примечания - 1. При размещении заряда в воде или в водонасыщенных грунтах значения коэффициента следует увеличить в 1,5-2 раза. 2. При взрыве наружных зарядов на поверхности земли сейсмическое действие не учитывается.

2.4.1 БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ ПО ВСКРЫШЕ. Основные параметры БВР

Величина преодолеваемого сопротивления по подошве уступа (СПП) для одиночного скважинного заряда:

где:

P - вместимость 1 м скважины:



P = d² / 4 = 3,14 · 0,229² · 0,9 / 4 = 0,0370 т = 37 кг;

d - диаметр скважины, d = 0,229 м;

- плотность заряжания, = 0,9 т / м³;

q - удельный расход ВВ, q = 0,5 кг/ м³.

При шарошечном и ударно-вращательном бурении диаметр скважины определяется по формуле

d = d_д ·k_раз = 0,2159 · 1,06 = 0,229 м = 229 мм;

где:

d_д - диаметр бурового долота, коронки, d_д = 0,2159 м;

k_раз - коэффициент разбуривания (k_раз = 1,05...1,08).

Рассчитанная для вертикальных скважин линия сопротивления по подошве должна удовлетворять условию безопасности:

W H ctg + C,

где - рабочий угол откоса уступа, градус;

C Z 2 - расстояние от верхней бровки уступа до гусениц бурового станка, м;

Z - призма обрушения уступа:

Z = H (ctg_У - ctg) = 10 · (сtg 65⁰ - ctg 80⁰) = 10 · (0,47 - 0,17) = 10 · 0,3 = 3 м;

_У - устойчивый угол откоса уступа, _У = 65⁰;

W 10 · ctg 80⁰ + 3 = 4,7 м; 8,6 > 4,7

В связи с тем, что линия сопротивления по подошве удовлетворяет условию безопасности, то применяем вертикальные скважины.

Величина ориентировочного перебура:

l_пер = 0,5qW = 0,5 · 0,5 · 8,6 = 2,15 м;

где:

q - удельный расход ВВ, q = 0,5 кг/ м³;

W - сопротивление по подошве уступа, W = 8,6 м.

Длина забойки:

l_заб = (0,6…0,8) · W = 0,7 · 8,6 = 6 м;

Длина заряда:

l_зар = H + l_пер - l_заб = 10 + 2,2 - 6 = 6,2 м;

где:

Н - высота уступа, Н = 10 м;

l_заб - длина забойки, м;

l_пер - длина перебура, м.

Глубина скважины:

l = H + l_пер = 10 + 2,2 = 12,2 м;

где:

Н - высота уступа, Н = 10 м;

l_пер - длина перебура, l_пер = 2,2 м.

Вес заряда в скважине:



Q = q·W·a·H = 0,5 · 8,6 · 7,8 · 10 = 335,4 кг

где:

W - сопротивление по подошве уступа, W = 8,6 м;

q - удельный расход ВВ, q = 0,5 кг/ м³;

а - расстояние между скважинами в ряду, а = 7,8 м;

Н - высота уступа, Н = 10 м.

Расстояние между зарядами в ряду:

a = m·W = 0,91 · 8,6 = 7,8 м;

где:

m - относительное расстояние между зарядами в ряду, m = 0,8...1,2;

W - сопротивление по подошве уступа, W = 8,6 м;

Исходя из опыта работы данного предприятия на месторождении принимаем расстояние между рядами скважин равным расстоянию между скважинами в ряду, то есть а = b = 7,8 м. Также принимаем интервал замедления, который составляет 15 - 25 мс.

Величина СПП с учетом взаимодействия зарядов при одновременном взрывании скважин первого ряда и m 1,2 равна:

W_ВЗ = W(1,6 - 0,5m) = 8,6 · (1,6 - 0,5 · 0,91) = 9,9 м;

принимаем

W = W_ВЗ = 8,6 м.

Параметры развала:

а) ширина развала взорванной горной массы:



В = 1,64 · Н + (n - 1) · b = 1,64 · 10 + (2 - 1) · 7,8 = 24,2 м;

где:

Н - высота уступа, Н = 10 м;

n - количество рядов скважин, n = 2;

b - расстояние между рядами скважин, b = 7,8 м.

б) высота развала взорванной горной массы:

Н - высота уступа, Н = 10 м;

n - количество рядов скважин, n = 2;

q - удельный расход ВВ, q = 0,5 кг/ м³.

2.4.2 Буровые работы

Станок СБШ - 200 вращательного бурения с диаметром скважины 229 мм. Коэффициент крепости принимаем равным 4.

Группа пород по СНиП:

F = 2,5(f )^0,5 = 2,5 · 4^0,5 = V группа.

Показатель буримости горных пород:

П_б = 0,07·(_сж+ _сдв) + 0,7 = 0,07 · (65 + 25) + 0,7 · 2,2 = 7,8

где:

_сжпредел прочности на сжатие, _сж = 65 МПа;

_сдв - предел прочности породы на сдвиг, _сдв = 25 МПа;

- плотность породы, = 2,2 т/м³.

Техническая скорость бурения вращательного станка:



d_K - диаметр коронки, d_K = 0,2159 м;

Р_о - осевая нагрузка на буровой инструмент, кН;

Р_о = (60...80) ·f · d_д = 70 ·4· 0,2159 = 60,45 кН

П_б - показатель буримости горных пород;

n_в - частота вращения бурового става, с^-1, n_в = 0,2-2,5;

Сменная производительность бурового станка (м/см) без учета внеплановых простоев:

П_б.см = (Т_см - Т_п.з - Т_р.п) / ( 1/v_б + t_В) = (8 - 0,75) / (0,14 + 0,05) = 24,2 м/см

где:

Т_см - продолжительность смены, Т_см = 8 час;

Т_п.з, Т_р.п - продолжительность подготовительно-заключительных операций и регламентированных перерывов (Т_п.з+Т_р.п) = 0,5...1 часа), час;

t_В - вспомогательное время на бурение 1 м скважины, t_В = 0,05 час.

Годовая производительность бурового станка:

П_б.год = П_б.см · n_см · n_р.д = 24,2 · 2 · 260 = 12584 м/год

где n_см - количество рабочих смен бурстанка в сутки, n_см = 2;

n_р.д - количество рабочих дней станка в году, n_р.д = 260.

Выход взорванной горной массы с 1 м скважины:

V_г.м = H ·a· [W + b·(N_p - 1)] / N_p·l = 10 · 7,8 ·[ 8,6 + 7,8 · (2 - 1) ] / 2·12,2 = 52,4 м³;



b - расстояние между рядами скважин, b = 7,8 м;

W - сопротивление по подошве уступа, W = 8,6 м;

а - расстояние между скважинами в ряду, а = 7,8 м;

Н - высота уступа, Н = 10 м;

N_р - количество рядов скважин, N_р = 2.

Рабочий парк буровых станков:

N_б.p = Q_г.кар /(П_б.год · V_г.м) = 750 000 / (12584 · 52,4) = 1,13

где Q_г.кар - объем горной массы, подлежащий обуриванию, Q_г.кар = 750 000м³.

Принимаем 2 станок СБШ - 200 для бурения скважин на добыче с диаметром долота 215,9 мм.

Инвентарный парк бурстанков:

N _б.ин = 1,2 N_б.p = 1,2 · 1,13 = 1,356

Инвентарный парк буровых станков равняется 2.

Объем массового взрыва на рабочем уступе:

V_м.в = (5…10) · Q_э.сут = 7 · 2884,6 = 20192,2 м³

где:

Q_э.сут - суточная производительность экскаватора, Q_э.сут = 750 000 / 260 = 2884,6 м³/ сутки;

Количество взрываемых скважин за один массовый взрыв:

N_скв = V_м.в /(l·V_г.м) = 20192,2 / (12,2 · 52,4) = 31,6

За один массовый взрыв требуется взорвать 32 скважины.

Длина взрываемого блока:

L_б = N_скв ·а / N_р = 32 · 7,8 / 2 = 124,8 м.

2.4.3 Определение размеров опасной зоны

Расстояние, опасное для людей по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов:

,

где:

_з- коэффициент заполнения скважины ВВ:

_з = l_зар / l =6,2 / 12,2 = 0,5

_заб - коэффициент заполнения скважины забойкой, _заб = 1 при полном заполнении свободной части;

f - коэффициент крепости пород по Протодьяконову, f = 4;

d - диаметр взрываемой скважины, d = 0,229 м;

a - расстояние между скважинами в ряду или между рядами, а = 7,8 м.

Принимаю безопасное расстояние по разлету отдельных кусков 150 м.

Сейсмически безопасное расстояние для зданий и сооружений по колебаниям грунта:

,

где К_Г - коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого здания (табл. 2);

К_С - коэффициент, зависящий от типа здания (сооружения) и характера застройки (табл. 3);

- коэффициент, зависящий от условий взрывания (табл. 4);

Q - масса заряда, Q = 335,4 кг.

При одновременных взрывах наружных и скважинных (шпуровых) зарядов рыхления безопасные расстояния (r_В, м) по действию ударных воздушных волн (УВВ) на застекление при взрывании пород VI-VIII групп по классификации СНиП определяют по формуле:

где:

Q_Э - эквивалентная масса заряда:

Q_Э = Р ·l_зар·К_З·N = 37 · 6,2 · 0,002 · 32 = 14,68 кг

где Р - вместимость ВВ в 1 м скважины (шпура), кг;

К_З - коэффициент, зависящий от отношения длины забойки l_заб к диаметру скважины (шпура) d :

Таблица 6

lзаб/d	0	5	10	15	20
КЗ	1	0,15	0,02	0,003	0,002
lСВ/d	0	5	10	15	20
КЗ	1	0,3	0,07	0,02	0,004



3. ВЫЕМОЧНО - ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ

3.1 Выбор модели одноковшового экскаватора

По емкости транспортного сосуда:

E = V_тр / n_к = 15 / 4 = 3,75 м³;

где E - емкость ковша экскаватора, м³;

V_тр - геометрическая емкость транспортного сосуда, V_тр = 15 м³;

n_к - рекомендуемое количество ковшей, разгружаемых в одно транспортное средство (для автосамосвалов n_к = 3...5(8).

Принимаем экскаватор ЭКГ-5 с емкостью ковша 5 м³ и продолжительностью цикла 34 секунд. Для транспортирования выбираем автосамосвал БелАЗ - 7522.

3.2 Расчет производительности одноковшового экскаватора

Сменная норма выработки одноковшового экскаватора при погрузке в автосамосвалы:

м³/ смену

где:

К_н - коэффициент наполнения ковша, К_н = 0,9;

К_р- коэффициентразрыхления породы, К_р = 1,5;

Т_см - продолжительность смены,Т_см = 480 мин;

Т_п.з - время на выполнение подготовительно-заключительных операций,Т_п.з = 35 мин;

Т_л.н - время на личные надобности, Т_л.н = 10 мин;

n_к- количество ковшей для загрузки транспортного сосуда:

n_к= 3...5, n_к = 4 ковша;

q - грузоподъемность автосамосвала, q = 15 т;

n_ц - число циклов экскавации в минуту:

n_ц = 60 / t_ц = 60 / 34 = цикла в минуту;

t_ц - основное время цикла экскавации 34 с;

Т_п - время погрузки одного автосамосвала:

Т_п = t_ц· (n_к - 0,5) / 60 = 34 · (4 - 0,5) / 60 = 1,995 мин

Т_у - время установки автосамосвала под погрузку(для БелАз Т_у = 0,5мин);

Э_i - поправочный коэффициент на условия работы, Э_i = 0,894

Э_i =k₁· k₂· k₃· ... k_n = 0,97·0,97·0,95 = 0,894

Расчетное количество экскаваторов

N_э.р = (П_к · К_н.п) / (Н_э · К_и.в) = (552,4 · 1,1) / (1866,7 · 0,9) = 0,36

где П_к - производительность карьера в смену:

П_к = Q_год / (N_р.д. · n_см) = 580 000 / (350 · 3) = 552,4 м³ / смену;

К_н.п- коэффициент неравномерности подачи транспорта под погрузку, К_н.п= 1,1;

К_и.в- коэффициент использования оборудования завода во времени, К_и.в = 0,9;

Н_э - сменная производительность экскаватора, Н_э = 1866,7 м³ / смену.

В качестве основного выемочно - погрузочного оборудования принимаем 1 экскаватор ЭКГ-5 с Е = 5 м³.

Количество резервных (подменных) экскаваторов

N_э.и = N_э.р· ( Д - а) /а = 1 · (350 - 271) / 271 = 0,29

где:

Д - количество инвентарных дней работы экскаватора в году Д = 350 дней;

а - число полных рабочих дней в году:

а = (Д · Р_ц) / (Р_ц + п · T ) =(350 · 16800) / (16800 + 305 · 16) = 271

Р_ц - межремонтный цикл, Р_ц = 16 800 маш.-ч;

п - количество суток простоев в ремонтах на протяжении полного ремонтного цикла, n = 305;

T - количество часов работы экскаватора в сутки:

Т = 16 ч.

В качестве резервного выемочно - погрузочного оборудования принимаем 1 экскаватор ЭКГ-5 с Е = 5 м³.

Исходя из расчетов на выемочно - погрузочных работах требуется один основной и один резервный экскаватор ЭКГ-5 с Е = 5 м³ и продолжительностью рабочего цикла 34 секунды.



4. ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ ГОРНОЙ МАССЫ

Для транспортирования горной массы используется автосамосвал БелАЗ - 7522 с грузоподъемностью 30 тонн и емкостью кузова 15 м³.

Автодорога имеют двухскатный профиль с уклоном 10 - 40 ‰. На повороте автодорога односкатная с наклоном в сторону закругления для лучшего вхождения в поворот. Постоянные автодороги имеют щебеночное покрытие с просыпкой более мелкой фракцией. Внутрикарьерные автодороги не имеют специализированного покрытия, так как полезное ископаемое представлено скальными породами. Так как постоянная автодорога проходит вдоль верхней бровки уступа, то для безопасности произведена отсыпка предохранительного вала, высота которого составляет половину диаметра колеса автосамосвала БелАЗ - 7522. Коэффициент использования автомобильного транспорта составляет 0,8 - 0,9. Руководящий уклон на подъемах составляет 80 ‰.

Техническая производительность автосамосвала:

П_а = 60 V_н / Т_р = 60 · 12 / 10 = 72 м³/ час;

где:

V_н - объем (в плотном теле) горной массы в кузове автосамосвала;

V_н = Е·n_к·К_н / К_р = 5 · 4 · 0,9 / 1,5 = 12 м³;

n_к - количество ковшей для загрузки автосамосвала:

n_к= q_а·К_р / (Е·К_н·) = 30 · 1,5 / (5 · 0,9 · 2,51) = 3,98 -по грузоподъемности,

n_к = V_а·К_ш/(Е·К_н) = 15 · 1,15 / (5 · 0,9) = 3,8 - по объему кузова;



Принимаем для загрузки автосамосвала 4 ковша.

q_а - грузоподъемность автосамосвала, q_а =30 т;

V_а - геометрический объем кузова, V_а =15 м³;

К_{н -} коэффициент наполнения ковша, К_н = 0,9;

К_р-коэффициент разрыхления горных пород, К_р = 1,5 ;

К_ш = 1…1,15 - коэффициент загрузки кузова с «шапкой»;

Т_р - продолжительность рейса автосамосвала, мин:

Т_р = 60l_г/v_г + 60l_п /v_п + t_р + t_п + t_м + t_ож + t_пр= 60 · 0,5 / 15 + 60 · 0,5 / 40 + 1 + 2 + 3 + 1= 9,75 мин

l_г - расстояние транспортирования груженногоавтосамосвала, l_г = 0,5 км;

l_п - расстояние транспортирования порожнегоавтосамосвала,l_п= 0,5 км;

v_г - средняя скорость движения груженого автосамосвала,v_г = 15 км/ч;

v_п - средняя скорость движения порожнего автосамосвала,v_п = 40 км/ч;

t_р - время разгрузки автосамосвала (принимается равным 1 мин);

t_п- время погрузки автосамосвала:

t_п = (t_ц+ t_ц.д) · (n_п - 0,5) / 60 = (34 + 5,7) · (4 - 0,5) / 60 = 2 мин;

t_ц - основное время цикла экскавации, t_ц = 34 с;

t_ц.д - дополнительное время на цикл экскавации в случае селективной выемки ПИ или при содержании негабарита в горной массе более 10%, t_ц.д = 5,7 с;

t_м, t_ож - время соответственно маневров и ожидания, t_м + t_ож = 3 мин;

t_пр - время простоев в течение рейса t_пр = 1 мин).

Фактическая грузоподъемность автосамосвала:

q_н = n_к· Е · К_н · / К_р = 4 · 5 · 0,9 · 2,51 / 1,5 = 30,12 т;

где:

n_к - количество ковшей для загрузки автосамосвала, n_к = 4;

Е - емкость ковша экскаватора, Е = 5 м³;

К_{н -} коэффициент наполнения ковша, К_н = 0,9;

К_р-коэффициент разрыхления горных пород, К_р = 1,5;

- плотность полезного ископаемого, = 2,51 т/ м³;

Коэффициент использования грузоподъемности автосамосвала

К_гр = q_н / q_а = 30,12 / 30 = 1,004 ? 1,05

Необходимый рабочий парк автосамосвалов:

N_р.а= П_к.см· k_н / (П_а·Т_см·К_и) = 552,4 · 1,1 / (72 · 8 · 0,85) = 1,24

где:

П_к.см - среднегодовая сменная производительность карьера по транспортируемым породам:

П_к.см = 580 000 / (350 ·3) = 552,4 м³;

k_н - коэффициент неравномерности перевозок, для автотранспорта k_н = 1,1;

Т_см - продолжительность смены, Т_см = 8 ч;

К_и - коэффициент использования автосамосвалов во времени, при восьмичасовой рабочей смене К_и= 0,85.

Инвентарный парк автосамосвалов с округлением до целого числа автомашин:

N_и.а =N_р.а / К_т.г = 1,24 / 0,8 = 1,55

где:

К_т.г - коэффициент технической готовности (при работе автосамосвала в две смены - 0,8.

Для транспортирования горной массы принимаем 2 автосамосвала БелАЗ-7522 .

Величина безопасного интервала между движущимися друг за другом автосамосвалами:

L_б = l_о +l_a = 17 + 7,13 = 24,1 м.

где:

l_o - остановочный путь автосамосвала:

l_о = v_н· t_п + 54·К_э.т·v_н²/(1000ш·щ ± i) = 10 · 1,65 + 54 · 1,3 · 100 / (1000 · 0,2 · 68 - 80) = 17 м.

v_н - начальная скорость торможения, v_н = 10 км/ч;

t_п= t_р + t_пр + 0,5t_у= 0,8 + 0,6 + 0,5 · 0,5 = 1,65 с- расчетное время подготовки тормоза к действию;

t_р = 0,8 с - средняя (расчетная) продолжительность реакции водителя;

t_пр - время срабатывания тормозного привода для пневматического привода - 0,6 с;

t_у ? 0,5 с - время увеличения тормозной силы;

К_э.т - коэффициент эффективности торможения: для грузовых автомобилей (при ш>0,4 К_э.т= 1,3…1,4);

ш - коэффициент сцепления - отношение максимальной касательной силы тяги автомобиля к его сцепному весу (ш = 0,2…0,25 для наиболее неблагоприятных условий, мокрое дорожное покрытие);

щ - удельное основное сопротивление автосамосвала на прямом горизонтальном пути, щ = 68 Н/кН;

i - удельное сопротивление движению от уклона пути, которое численно равно уклону пути (‰),i = 80 Н/кН.

l_a - длина автосамосвала, l_a = 7,13 м.

Пропускная способность автодороги (автосамосвалов в час) при движении в одном направлении:

N_дор = 1000 v ·k_н·n / L_б = 1000 · 40 ·0,65 · 1 / 24 = 2167 автосамосвалов / час;

где:

v - расчетная скорость движения автосамосвалов, v = 40 км/ч;

k_н- коэффициент неравномерности движения, k_н = 0,5…0,8;

n - количество полос движения в одном направлении, n = 1;

L_б - величина безопасного интервала между движущимися друг за другом автосамосвалами, L_б = 24 м.

Провозная способность автодороги:

М_дор = N_дор·q_н = 2167 · 30,12 = 65270 т / час.

Коэффициент использования пробега

в = l_г / (l_г + l_п) = 0,5 / (0,5 + 0,5) = 0,5;

Средний пробег одного автосамосвала на карьере:

- за смену (L_см, км):

L_см = 60Т_см·l_г·К_и / (в·Т_р) = 60 · 8 · 0,5 · 0,94 / (0,5 · 10) = 46 км;

где:

Т_см - продолжительность смены, Т_см = 8 ч;

l_г - расстояние транспортирования груженного автосамосвала, l_г = 0,5 км;

К_и - коэффициент использования автосамосвала во времени, К_и = 0,94;

- за год (L_год, км)

L_год = 60·Т_см·l_г·К_и·n_р.д·n_см / (в·Т_р) = 60 · 8 ·0,5 · 0,94 · 350 ·3 / (0,5 · 10) = 47376 км

где:

Т_см - продолжительность смены, Т_см = 8 ч;

l_г - расстояние транспортирования груженного автосамосвала, l_г = 0,5 км;

К_и - коэффициент использования автосамосвала во времени, К_и = 0,94;

n_р.д·, n_см - количество рабочих дней в году и смен в сутки.

Годовой пробег всех автосамосвалов:

?L_год = l_г·П_г / (в·V_н) = 0,5 · 1680000 / ( 0,5 · 12) = 140 000 км

где:

П_г - годовой объем перевозок в карьере (грузооборот),П_г = 1680000 м³;

l_г - расстояние транспортирования груженного автосамосвала, l_г = 0,5 км;

V_н - объем (в плотном теле) горной массы в кузове автосамосвала, V_н = 12 м³.

Годовой расход дизельного топлива при работе автосамосвалов:

Q_дт = q_дт ?L_год /100 = 124 · 140000 / 100 = 173600 кг = 173,6 тонн.

где:

q_дт - удельный расход топлива на 100 км пробега, q_дт = 124 кг.

Исходя из расчетов для транспортирования взорванной горной массы требуется два основных и два резервных автосамосвалов БелАЗ-7522.



5. ОТВАЛЬНЫЕ РАБОТЫ

Сменная производительность бульдозеров в плотном теле при отвалообразовании вскрышных пород с перемещением во внешний отвал:

П_б = 3600 · Т_см · V_б · К_у · К_о · К_п · К_в / (К_р · Т_ц) =3600 · 8 · 3,2 · 0,95 · 1 · 0,7 · 0,75 / (1,5 · 215) = 142,5 м³/ смену;

где:

Т_см - продолжительность рабочей смены, Т_см= 8 ч;

V_б - объем грунта в разрыхленном состоянии, перемещаемый отвалом бульдозера:

V_б = l·h·a / 2 = 3,22 · 1,18 · 1,7 / 2 = 3,2 м³;

l - длина отвала бульдозера, l = 3,22 м;

h - высота отвала бульдозера, h = 1,18 м;

а - ширина призмы перемещаемого грунта:

a = h / tg = 1,18 / 0,7 = 1,7 м;

- угол естественного откоса грунта ( = 30^о…40°) = 35^о ;

Таблица 7- К_у - коэффициент, учитывающий уклон на участке работы бульдозера:

Уклон %	±0	+10	+20	>20	-10	-20 и более
Ку	1	0,95	0,8	0,6	1,1	1,3

К_о - коэффициент, учитывающий увеличение производительности бульдозера, К_о = 1;

К_п - коэффициент, учитывающий потери породы в процессе ее перемещения:

К_п = 1 - l₂ · е = 1 - 50 · 0,006 = 0,7

е = 0,004…0,008 - коэффициент, учитывающий связность пород (большее значение для рыхлых сухих пород);

К_в - коэффициент использования бульдозера во времени при перемещении взорванной скальной породы, К_в = 0,75;

К_р - коэффициент разрыхления грунта, К_р = 1,5 ;

Т_ц - продолжительность одного цикла:

Т_ц = l₁/v₁ + l₂/v₂ + (l₁ + l₂)/v₃ + t_п + 2t_р =13 / 0,25 + 50 / 0,7 + (13 + 50) / 1 + 9 + 2 · 10 = 215 с

где:

l₁ - длина пути формирования призмы волочения, l₁ = 13 м;

v₁ - скорость движения бульдозера при наборе грунта, v₁ = 0,25 м/с;

l₂ - расстояние транспортирования грунта, l₂ = 50 м;;

v₂ - скорость движения бульдозера с грунтом, v₂ = 0,7м/с;

v₃ - скорость холостого (обратного) хода, v₃ = 1 м/с;

t_п - время переключения скоростей, t_п = 9с;

t_р - время одного разворота бульдозера, t_р = 10с.

Удельная приемная способность отвального участка:

w_о = V_а·К_кр / b_a = 15 · 2 / 3,48 = 8,6 м³;

где:

V_а - вместимость кузова автосамосвала, м³;

К_кр - коэффициент кратности разгрузки автосамосвала по ширине кузова,

К_кр = 1…3;

b_a - ширина автосамосвала, b_a= 3,48 м.

Длина фронта отвального участка по приемной способности отвала:

L'_о.у = Q_к.см /w_о = 1047,6 / 8,6 = 121,8 м

где Q_к.см - сменная производительность карьера по вскрыше:

Q_к.см = Q_к / (N_р.д. · n_см) = 1100 000 / (350 · 3) = 1047,6 м³/ смену;

Длина возможного отвального участка по условию разгрузки автосамосвалов:

L''_о.у = B·N_a.о·t_р.м /T_р =25 · 2 · 2 / 10 = 10 м

где:

В - ширина полосы, занимаемой автосамосвалом при разгрузке и маневрировании, В = 20...25 м;

N_a.о - количество автосамосвалов, работающих на отвальном участке,N_a.о = 2;

t_р.м - продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала на отвале, t_р.м = 1…2 мин;

T_р - продолжительность одного рейса автосамосвала, T_р=10 мин.

Длину отвального участка принимаем 121,8 метров.

Общая длина отвального фронта:

L_о.ф = (2,5…3)L_о.у = 3 · 121,8 = 365,4 м.

Объем бульдозерных работ на отвале:

Q_б.о = К_зав · Q_к.см = 0,6 · 1047,6 = 628,6 м³



где:

К_зав - коэффициент заваленности (доля породы, остающейся на площадке и подлежащей планировке бульдозером), К_зав = 0,5…0,7.

Количество рабочих бульдозеров на отвале:

N_б.о = Q_б.о / П_б = 628,6 / 142,5 = 4,41

При отвалообразовании принимаем 5 бульдозеров Т-330.

Площадь, занимаемая отвалом при равнинном рельефе местности:

S_o = V·К'_р / (Н₁ +з) = 1100 000 · 1,1 / (20 + 0,6) = 58737,9 м²;

где:

V - общий объем породы, размещаемой в отвале, V = 1100 000 м³;

К'_р - остаточный коэффициент разрыхления породы в отвале К'_р = 1,1;

Н₁, Н₂ - высота первого и второго ярусов отвала, Н₁ = Н₂= 20 м;

з = 0,4…0,8 - коэффициент заполнения площади вторым ярусом.

Производительность бульдозеров при планировочных работах:

П_пл = 3600·Т_см ·L (l· sin - c)· K_в / (n ·(L/v + t_р)) = 3600 · 8 · 20 · (3,22 · 1 - 0,4) · 0,85 / (2 · (20 / 0,7 + 9)) = 18374,7 м²/ смену

где:

L - длина планируемого участка, L = 20 м;

- угол установки отвала бульдозера к направлению его движения, = 90⁰;

с - ширина перекрытия смежных проходов, с=0,3…0,5 м;

п - число проходов бульдозера по одному месту,п = 1…2;

v - средняя скорость движения бульдозера при планировке, соответствующая обычно первой или второй передаче трактора, v= 0,7 м/с;

t_р - время, затрачиваемое на развороты при каждом проходе, t_р= 9 с;

К_в - коэффициент использования бульдозера во времени, К_в = 0,85;



6. ВЗАИМОСВЯЗЬ ПРОЦЕССОВ

В геологическом строении участка Жирновского месторождения слагающие породы представлены известняками, суглинками, сланцами. Полезное ископаемое (известняк, песчаник) требует предварительного рыхления взрывным способом, коэффициент крепости составляет 6. Скальная вскрыша представлена песчанистыми и глинистыми сланцами, коэффициент крепости по Протодьяконову - 4 . Мягкая вскрыша (пески, глина) разрабатывается без предварительного рыхления.

Для бурения применяется вращательный станок типа СБШ - 200 с диаметром долота 215,9 мм. Максимальная глубина бурения - 55 м, угол наклона скважин составляет: 60⁰; 75⁰; 90⁰. Для бурения применяется два основных и два резервных станка СБШ - 200. Показатель буримости станка - 9,8, техническая скорость бурения -7,5 м/ час, сменная производительность бурстанка по полезному ископаемому составляет 38 м/ смену, по вскрыше 24,2 м/смену.

В качестве взрывчатого вещества применяют граммонит 79/21. Если скважины обводненные, то применяют гранипор. Удельный расход взрывчатого вещества по полезному ископаемому - 0,6 кг/ м³; по вскрыше - 0,5 кг/ м³.

В качестве выемочно - погрузочного оборудования применяется одноковшовый экскаватор ЭКГ - 5 с емкостью ковша 5 м³ и производительностью 1657,1 м³/смену по полезному ископаемому и 2884,6 м³/смену . Породы скальной вскрыши после предварительного рыхления их взрывом грузятся ЭКГ-5А и транспортируются автосамосвалами БелАЗ во внутренние отвалы карьера.

Погрузка взорванной горной массы осуществляется 1 экскаватором ЭКГ - 5. В качестве резервного требуется 1 экскаватор ЭКГ - 5.

Транспортировка взорванной горной массы от забоя до дробильно - сортировочного завода (при транспортировке полезного ископаемого) и до отвала (транспортировка вскрыши) осуществляется автосамосвалами БелАЗ - 7522. Техническая производительность автосамосвала составляет 72 м³/ час. Грузоподъемность автосамосвала 30 тонн. Для транспортировки взорванной горной массы используется 2 автосамосвала и два резервных автосамосвала. Годовой пробег всех автосамосвалов составляет 140 000 км. Годовой расход дизельного топлива - 173,6 тонн.

Вскрышные породы транспортируются автосамосвалами БелАЗ-7522 во внутренний отвал. Для планировочных работ на отвалах, зачистке подъездов под экскаваторами используются бульдозер марки Т-330. Тип отвалообразования: бульдозерное с применением автотранспорта. Отвал разделен на 3 отвальных участка: первый ярус - скальная вскрыша, затем рыхлая вскрыша и ПРГ. Почвенно-растительный грунт предварительно срезается бульдозером Т-330 в навалы, из которых грузится погрузчиком МоАЗ в автосамосвалы БелАЗ - 7522 и транспортируется на поверхность отвала, подлежащего рекультивации. Общая длина отвального фронта 121,8 метра. Площадь, занимаемая отвалом, составляет 58737,9 м².



Заключение

В данной курсовой работы произведены расчеты для выбора горного обрудования, которое является более эффективным и экономичным для данных горно - геологических условий. Мною были закреплены навыки проектирования, а также расчету комплекса задач по выбору оборудования. Все исходные данные принимались на основе прохождения первой производственной практики на предприятии ООО "Рускальк" применительно к условиям Жирновсковского месторождения известняков.



Список использованной литературы

месторождение полезный ископаемое выработка

1. О минимальном размере оплаты труда: Федеральный закон от 21 ноября 2014 г. № 408//Собрание законодательства. -2014. - №82. - Ст.6337.

2. Предпринимательская деятельность гражданина: Гражданский кодекс Российской Федерации (часть первая) от 30 ноября 1994 г. № 51-ФЗ//Собрание законодательства. -1994.-№32.-Ст. 3301.

3. Быстров В.Ф. Маркетинг малых предприятий /под общ. ред. Расковалова В.Л. - СПб.: Изд-во Политехн. ун-та, 2010. - 80 с.

4. Дафт Р.Л. Теория организации: Юнити-Дана. 2012. - 736 с.

5. Оценка бизнеса. Методы и модели оценки стоимости предприятий традиционных и наукоемких отраслей: Альпина Бизнес Букс. 2007. - 168 с.

6. Стоимость компаний. Оценка и управленческие решения: Альфа-Пресс. 2009. - 372 с.

Размещено на Allbest.ru