Размещено на http://www.allbest.ru/

Федеральное агентство по образованию

Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования

Сибирский Государственный индустриальный Университет

Кафедра открытых горных работ

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ

по дисциплине: «Процессы открытых горных работ»

специальности:130403 «открытые горные работы»

Тема: «Расчет горно-транспортного комплекса в соответствии с эксплуатационной производительностью экскаватора ЭКГ-8,3 с составлением месячного графика взаимосвязи технологических процессов»

Осинники 2008



СОДЕРЖАНИЕ

горный производственный погрузочный карьер

ВВЕДЕНИЕ

1. ХАРАКТЕРИСТИКА ГОРНЫХ ПОРОД

2. ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ

3. БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ

4. ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ ГОРНОЙ МАССЫ

5. ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ

6. ГРАФИК ВЗАИМОЗВЯЗИ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ ПРОЦЕССОВ В КАРЬЕРЕ

7. СПИСОК ИСПОЛЬЗОАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ



Введение

Развитие открытых горных разработок в ближайшие 10-15 лет определяется не только все возрастающими потребностями общества в минеральном сырье и конкурентоспособностью с подземным способом разработки, но также все увеличивающимися экологическими ограничениями. Поэтому в число важнейших первоочередных задач совершенствования технологий открытых разработок на первые места выходят кардинальное снижение негативного воздействия горных работ на окружающую среду и одновременно значительное повышение роли всех звеньев производственного процесса. Задание для курсового проектирования по предмету процессы открытых горных работ приведено в таблице 1.

Таблица №1

Индивидуальное задание

N вар	Тип экскаватора	Вид забоя	Категория пород по блочности	Обводненность скважины, %	Расстояние транспортирования, км
7	ЭКГ-8,3	уступ	3	5	5,4



1. ХАРАКТЕРИСТИКА ГОРНЫХ ПОРОД

В северной части Бунгуро - Чумышского геологического экономического района Кузбасса находится Бунгурское месторождение, на котором отрабатываются участки: «Бунгуро - Листвянский - 4» и «Троицкая прирезка». Угленосные отложения Бунгуро - Чумышского района относятся к балахонской серии (С-Р). Горные участки расположены в пределах развития отложений Ишановской свиты, включающие интервал от кровли пл.V до VII.

Наиболее мощными пластами являются пл.VI (участок «Суворовский» и «Троицкая прирезка»).

В литологическом отношении Ишановская свита, представлена главным образом глинистыми разностями, песчаники находятся в подчиненном положении и составляют около 25 % от общей стоимости.

В обводненности Бунгурского месторождения в той или иной степени участвуют водоносные горизонты четвертичных отложений и коренных пород. Водоносность четвертичных отложений незначительна.

Углистые отложения участка №1 (Бунгуро - Листвянский 4) характеризуется слабой обводненностью. Ожидаемый приток подземных вод на 1 м длины траншеи: начало работ 5м³/час, полное развитие работ 31,8м³/ час. Ожидаемый максимальный водоприток за счет атмосферных осадков - 20м³/ час.

Среднее значение коэффициента фильтрации коренных пород 0,032м / сут.

Тектоническое строение участков сложное. Падение пластов - наклонно крутое. В западной половине участка углы падения изменяются от 35⁰ до 45⁰, в восточной - от 35⁰ до 55⁰. По участкам Бунгурский 1 и Бунгурский1-3 падение пластов 55-80 ^0.

По сложности геологического строения участки относятся к месторождениям 2 группы - сложного строения.

В пределах участков установлено 14 угольных пластов кондиционной мощности, принятых к подсчету запасов: II, III, IV, IV^БИС,V, V^БИС, VI, VII,VIII и один пласт ( V^БИС вп ) - некондиционный. По морфологическим особенностям пласты разделяются на две группы:

· по мощности

а) средней мощности (от 1, до 3,5 м) - III, IV, IV^БИС, V^БИС, VII,VIII;

б) мощные ( свыше 3,5 м ) - II, V, VI;

в) тонкие - V^БИС вп.

По выдержанности мощности:

· выдержанные ( V^БИС нп, VI);

· относительно выдержанные (III, IV, IV^БИС,V, VII,VIII);

· невыдержанные (II).

Угольные пласты характеризуются сложным строением. Марка углей Т, направление использования - энергетические цели. Зольность углей с учетом засорения породой прослойков - от 19 до 25% ( по средним значениям). Теплотворная способность угля - 5800 -6100 ккал/кг. Содержание серы в углях не превышает 0,5 %.

Остальные пласты XXXI, XXXIII, XXXIV, XXXV имеют мощность 1,3-1,5 м. Углы падения пластов 60-70⁰, зольность углей 14,9, низшая теплота сгорания 7040 ккал/кг.

Между блочностью массива и прочностью слагающих пород его на разрезах существует взаимосвязь:

de = 0,02Qсж; 1,2 = 0,02*60; 1,2 = 1,2

где: de - средний диаметр естественной отдельности в массиве, м;

Qсж - предел прочности пород на сжатие, МПа.

Предел прочности пород на одноосное сжатие, под которым понимается отношение предельной разрушающей силы к площади среднего по высоте сечения в момент разрушения образца, определяется в лабораторных условиях по специальным методикам.

Значение коэффициента влияния обводненности в зависимости от категорий пород поблочности и высоты столба воды в скважине, определяются по формуле:

Кв = 1 + 0б16(de - 1)h в/h = 1 + 0,16(1,2 - 1)9/18 = 1,

где: hв - высота столба воды в скважине, м,

h - высота уступа, м,

При расчете принимается hв = 0,5h = 0,5 * 18 = 9.

2. ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ

Одноковшовые экскаваторы используются на карьерах как основное добычное, вскрышное и отвальное оборудование.

ЭКГ - экскаватор электрический, на гусеничном ходу. Схема работы ЭКГ-8,3 изображена на рисунке 1. Прямая карьерная лопата используется на мягких, плотных и разрыхленных (скальных и полускальных) породах, при погрузке пород в отвал и транспортные сосуды, установленные на уровне стояния экскаватора или на вышележащем уступе, а также при проходке траншей и на отвальных работах. Буквы А, И, М, С, добавленные к названию, обозначают модификации экскаваторов; Ус - экскаватор с удлиненным рабочим оборудованием для погрузки транспорта, расположенного на уровне стояния экскаватора; У - экскаватор с удлиненным рабочим оборудованием для верхней погрузки. Основные технические характеристики ЭКГ - 8,3 представлены в таблице 2.

Схема ЭКГ-8,3 представлена на рисунке №1.



Рисунок №1 Конструктивная схема экскаватора ЭКГ-8,3

Таблица №2

Техническая характеристика карьерного экскаватора механической лопаты ЭКГ - 8,3

Показатели	ЭКГ-8,3	Показатели	ЭКГ-8,3
Вместимость ковша, м3		Вместимость ковша, м3
Основного	8,3	Основного	8,3
Сменного	-	Сменного	-
Угол наклона стрелы, градус	50	Длина гусеничного хода, м	-
Максимальный радиус черпания на уровне стояния, Rч.у, м	22	Ширина гусеничного хода, м	-
Максимальный радиус черпания, Rчmax, м	35	Ширина гусеничной цепи, м	-
Максимальный радиус разгрузки, Rрmax, м	33	Рабочая скорость передвижения, км/ч	0,42
Высота разгрузки при максимальном радиусе разгрузки, Нр, м	13	Уклон, преодолеваемый при передвижении, градус	12
Максимальная высота черпания Нчmax, м	30,0	Среднее удельное давление на грунт, МПа	0,211
Максимальная высота разгрузки Нр max, м	26	Продолжительность цикла, с	35
Радиус вращения кузова Rк, м	-	Скорость подъема ковша, м/с	Н.д.
Ширина кузова, м	6,512	Подводимое напряжение, В	6000
Просвет под поворотной платформой, м	2,765	Масса экскаватора с противовесом, т	706

Схема работы мехлопаты, с верхней погрузкой горной массы в средства транспорта при разработке взорванных пород приведена на рисунке 2.

Рисунок 2 Технологическая схема выемки пород мехлопатами в боковом забое с погрузкой горной массы: в средства транспорта выше горизонта установки экскаватора

Определяем высоту уступа и ширину заходки при перемещении горной массы автомобильным транспортом с верхней погрузкой.

Экскавация мягких и скальных взорванных пород может производиться заходками нормальной ширины, равными:

А = ( 1,5 ч 1,7 ) * R_ч.у, м,

где R_ч.у - максимальный радиус черпания на уровне стояния, R_ч.у, м ;

А = 1,5 * 22 = 33, м.

Определим ширину рабочей площадки для ЭКГ-8,3 в торцевом забое.

Ш_р.п.= Z + П + В_р.,

где Z - берма безопасности (Z =3 ), м;

П- ширина рабочей площадки для размещения дополнительного оборудования ( П =5 ), м;

В_р.- ширина развала ( из раздела по взрывным работам ),м.

Ш_р.п.= 3 + 5 + 33=41 м.

Определяем высоту уступа.

Н_у. = Н_р ^max - h - c, м,

где Н_р ^max - максимальная высота разгрузки, м;

h - высота автосамосвала, м;

c = 0,5 ч 0,7 - минимальный безопасный зазор при установке ковша на разгрузку, м.

Н_у. = 26-5,13-1=19 м.

Определяем производительность экскаватора ЭКГ -8,3.

Q_э.ч. = 3600 * Е * К_э * К_з / t_ц..п., м³/ч,

где Е - вместимость ковша, м³ ;

t_ц.п. - паспортная продолжительность цикла, с;

К_з,- коэффициент влияния параметров забоя (для бокового забоя К_з =0,9);

К_э - коэффициент экскавации;

К_э = К_н. / К_р.к.

где К_н. - коэффициент наполнения ковша (0,7 ч 0,95), (0,8 ).

К_р.к. - коэффициент разрыхления породы в ковше (1,3 ч 1,45), (1,3).

К_э = 0,8 / 1,3 = 0,6.

Q_э.ч. = 3600 *0,6*8,3 * 0,9 / 35 = 461м³/ч.

Технической производительностью является наибольшая возможная часовая производительность экскаватора при непрерывной его работе в конкретных горно-геологических условиях.

Определим производительность экскаватора в смену, сутки, месяц, год.

Q_э.см. = Q_э.ч. * Т_см. * К_н.,

где Т_см. - продолжительность смены, ч;

К_н. - коэффициент использования экскаватора в течение смены (0,8 );



Q_э.см. = 461 * 12 * 0,8 = 4425,6 м³/см.

Q_э.сут. = 4425,6* 2 = 8851,2 м³/сут.

Q_э.мес. = 8851,2 * 25 = 221280 м³/мес.

Q_э.год. = 8851,2 * 300 = 2655360 м³/год.

3. БУРОВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ

Все коренные породы разреза и уголь при их разработке требуют предварительного рыхления буровзрывным способом. Способ бурения - вращательный с использованием станков шарошечного бурения на вскрыше. Расположение скважин в массиве коренных пород вертикальное.

Тип бурового станка выбирается исходя из технологических свойств вскрышных пород и обеспечения их рациональной степени взрывного дробления. Такая степень взрывного дробления пород на разрезах достигается применением следующих диаметров скважин (таблица 3).

Таблица 3

Рациональные значения диаметров скважин, мм

Тип экскаватора	Категория пород поблочности
	1	2	3	4	5
ЭКГ - 8,3	244-270	244-270	190-214	150-160	150-160

Указанные в таблице №3 диаметры могут быть пробурены следующим типом бурового станка (таблица №4).



Таблица 4

Основные технологические показатели бурового станка

Показатели	Тип бурового станка 3СБШ-200-36
Прочность буримых пород, МПа	50 - 120
Диаметр скважин, мм	215, 244
Глубина бурения, м	36
Угол наклона скважин к горизонту, град.	60, 75, 90

Выбор типа ВВ.

Тип ВВ выбирается исходя из прочностных и гидротехнических характеристик взрываемого массива, приведенных в таблице №5.

Характеристики ВВ приведена в таблице №6.

Таблица №5

Область применения ВВ на открытых горных работах

Условия размещения ВВ	Крепость пород, МПа	ВВ заводского изготовления
Слабообводненные скважины	До 120	Гранулит УП-1

Таблица №6

Характеристика ВВ

№ п/п	Наименование ВВ	Теплота взрыва кДж/кг	Плотность ВВ, кг/ м3, /вместимость 1 м.п.	Переводной коэффициент
1	Гранулит УП 1	3710	950/35	1,1

Определение удельного расхода ВВ.

Для осадочных пород угольных месторождений удельный расход ВВ (кг/мі) определяется по формуле:

q = 100 KвКвв і?усж(Z-1)/dе(705-985d-1,5в+0,6h) =0,754 кг ?м³:

где: Kвв - переводной коэффициент ВВ (1,1);

Kв - коэффициент влияния обводненности (1,001);

усж - предел прочности пород на сжатие, (120 МПа);

d - диаметр скважинного заряда (0,216), м;

dе - средний диаметр естественной отдельности в массиве (1,6), м;

в - угол наклона скважин к горизонту, (90 градус);

h - высота уступа (19), м;

Z - степень взрывного дробления (таблица 7).

При разрушении вскрышных пород взрывом их необходимо дробить до такой степени, при которой затраты на разработку вскрышных пород будут минимальными. Такая степень взрывного дробления пород называется рациональной, а ее значения для осадочных пород угольных месторождений приведены в таблице 7.

Таблица №7

Значения рациональной степени взрывного дробления

Средний диаметр естественной отдель - ности, м	Тип экскаватора
	ЭКГ - 8,3
1,6	1,85

Определение параметров расположения скважинных зарядов.

К основным параметрам расположения скважинных зарядов относятся: длина скважин, величина перебура, параметры и конструкция заряда, длина забойки, масса заряда ВВ в скважине, расстояние между скважинами и рядами скважин, линия сопротивления по подошве. ( рисунок 3).

Рисунок 3 Схема расположения скважин

Длина скважин:

?скв = h/sinв+П = 19/1 + 1 = 20 м;

где: П - величина перебура, м;

П = 3ddе = 3 * 0,216 *1,6 = 1, м.

Определим величину забойки.

Принимается в пределах 20 35 d скв и = 23 х 216 (мм) = 5 м

Определяем длину заряда.

l_зар. = l_скв. - l_заб.

l_зар. = 20-5 =15 м.

В качестве основного ВВ используем Гранулит УП-1.

Определим массу скважинного заряда.

Q_уп. =15 * 35 =525кг.

Расчет сетки расположения скважин.

a =v m*Q/ q* h ;

где a - расстояние между скважинами в ряду, м;

b - расстояние между рядами скважин, м;

m - коэффициент сближения скважин.

m = 0,85+0,25d_е,

m = 0,85+0,25*1,6= 1,25.

a =v1,25*525/0,754*19=6,7?7

b = 7 / 1,25 = 5,6 ? 6м.

Сетку скважин принимаем равной 7 ~ 6 метров.

Схему расположения скважин и конструкцию заряда смотри на чертеже №1.

Определим количество рядов скважин в заходке.

Первый ряд бурим в трех метрах от бровки.

n = А / b.

n = 33 / 6 =6 принимаем n = 6.

Определим линию сопротивления по подошве.

Линия сопротивления по подошве может изменяться в пределах 5-7 метров; в зависимости от подсыпки борта - в результате зачистки блока в сторону выработанного пространства; а также от рабочего градуса откоса борта.

W = b = 6 м.

Выход горной массы с 1 п.м. скв. обычно подсчитывают по упрощенной формуле:

V_п.м.с. = a* W *L_ск/h_уст,

где а- расстояние между скважинами в ряду;

W = 6 м;

L_ск-длина скважины;

h_уст- высота уступа.

V_{п.м с} =7*6*20/19 =44,2 м.куб.

Выход горной массы с одной скважины- V_{п.м с} при L _ск = 20 м составит:

V скв. = 44,2*20 = 884м.куб

Определим количество скважин на блоке.

Исходя из рациональной организации работ и производительности, для данного экскаватора принимаем 2 взрыва в месяц.

N_скв= 221280 / 736 = 301 скважина.

N_скв=301/2=150 скважин на одном блоке.

Выбор схемы взрывания и расчет параметров развала.

При транспортной технологии взрывные работы стремятся вести так, чтобы развал взорванной горной массы был компактным и отрабатывался за один проход экскаватора. Уменьшить ширину развала позволяют диагональная и поперечная схемы взрывания.

Схема взрывания порядно-врубовая - поскважинно (с применением средств неэлектрического взрывания), что существенно увеличит качество дробления пород с минимальной шириной развала взорванной горной массы. Также, данная схема характеризуется низким воздействием ударной воздушной волны и сейсмическим воздействием. Схему коммутации взрывной сети смотри на чертеже №1.

Заряжание гранулита УП-1 производится зарядными машинами МЗ-3Б на базе автомобиля КрАЗ-256Б1 и 6510, которые оборудованы электромеханическими дозаторами (точность зарядки до 10 килограмм).

Для инициирования ВВ применяем неэлектрическую систему инициирования СИНВ-С.

Для монтажа поверхностной взрывной сети применяем неэлектрическую систему инициирования СИНВ-П.

В качестве промежуточного детонатора применяем патроны ПНПА6ЖВ d32 (0,5кг).

В связи с высокой крепостью и блочностью пород применяем дублирование внутрискважинного заряда (встречное инициирование).

Расчетное количество взрывчатых веществ и средств инициирования показано в таблице 8.

Таблица № 8

Расчетное количество взрывчатых веществ и средств инициирования

ВВ и СИ	Количество
Гранулит УП-1 кг.	78750
СИНВ-С 10/30 шт.	150
СИНВ-С 10/12 шт.	150
СИНВ-П 42/8 шт.	50
ПНПА6ЖВ d 90 кг.	150
СИНВ-П 109/8 шт.	250
СИНВ СТАРТ В 700 шт.	1

Проектом предусматривается забойка.

Анализом многочисленных исследований по определению влияния забойки на эффект взрыва установлено, что забойка: уменьшает потери энергии в процессе детонации ВВ, что способствует полноте детонации и высвобождению максимальной доли потенциальной энергии; способствует завершению вторичных реакций в продуктах детонации, повышающих энергию взрыва; обеспечивает более интенсивное дробление породы; увеличивает длительность поршневого действия продуктов детонации и длительность напряженного состояния породы под воздействием взрыва; способствует уменьшению количества ядовитых газов в продуктах детонации, что очень важно для глубоких трудно проветриваемых карьеров; препятствует образованию сильной ударной волны в воздухе.

Определим ширину развала при диагональной схеме взрывания.

В = А_бвр. + В_од.,

где В_од.- дальность перемещения горной массы при диагональной схеме взрывания, м.

В_од.= 0,73 * В_о.,

где В_о.- дальность перемещения горной массы при порядковой схеме взрывания, м.

В_о.= ( 1 + sin (0.5р - в)) * n * К * v q,

где К - коэффициент, учитывающий взрываемость пород ( для трудновзрываемых пород К = 2,5 ).

В_о.= (1 + sin (0.5*180 - 90)) * 6 * 2,5 * v0,754 = 1,257 * 10,6 = 26 м

В_од.= 0,73 * 26 =19 м.

В = 33+19 =52 м.

Определим высоту развала по последнему ряду скважин.

h₁= 2.6 * А_бвр./ (А_бвр. / h +1 )*( 0.8* В_о / h +1 ), м.

h₁= 2.6 * 33 / (33 / 19 + 1)*(0,8 * 26 / 19 + 1)= 16,1 м.

Определим высоту развала на расстоянии С₂=1,12Аq от последнего ряда скважин:

h₂= h * К_р. * (1-(1+ К_р.* А_бвр.* h / В_о.)^-2),

где К_р.- коэффициент разрыхления породы в развале (К_р.=1,35).

h₂=19 * 1,35 * (1-(1+1,35 *33*19/26 )^-2)= 20,5 м.

Определение производительности и необходимого количества буровых станков.

Сменная производительность бурового станка:

Рсм = Тсм - Тпз - Тлн/То +Тв = 12 - 0,5 - 0,2/0,05 + 0,05 = 113 м/см,

где: Тсм - продолжительность смены (Тсм = 12), ч;

Тпз - время на выполнение подготовительно-заключительных операций в течение смены (Тпз = 0,5), ч;

Тан - время на личные надобности (Тан = 0,2), ч;

Тв - время на выполнение вспомогательных операций, приходящихся на 1 м скважины (Тв = 0,05), ч;

То - время на выполнение операций, приходящихся на 1 м скважины, ч;

То = 1/Uв = 1/20 = 0,05 ч,

где: Uв - скорость бурения скважин (для бурстанков типа СБШ Uв = 20 м/ч).

Суточная производительность бурового станка:

Рсут = nсм * Рсм = 2 * 113 = 226 м/сут,

где: n - число смен в сутках (n = 2).

Годовая производительность бурового станка:

Ргод = nгодРсм = 600 * 113 = 67800 (м/год),

где: nгод - число рабочих смен бурового станка в году (600 смен).

Необходимое количество буровых станков (рабочий парк):

Nбр = Vб/Pгод = 60076/67800 = 0,88 ? 1 бурстанок,

где: Vб - годовой объем бурения, мі/год;

Vб = Vбг/з = 2655360/44,2 = 60076 мі/год,

где: Vбг - объем пород, подлежащих бурению (соответственно индивидуального задания), мі/год;

з - выход горной массы с 1м скважины, мі.

Инвентарный парк буровых станков:

Nби = ѓNбр = 1,2 * 1 = 1,2 ? 1, бурстанок,

где: ѓ - коэффициент резерва (ѓ = 1,2 - 1,25).

4. ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ ГОРНОЙ МАССЫ

Основные преимущества автомобильного транспорта: автономность, т.е. независимость от внешних источников питания энергией, возможность транспортирования горных пород с самыми различными физико-механическими свойствами; сокращение длины транспортных коммуникации благодаря возможности двигаться по относительно крутым подъемам автодорог; упрощение процесса отвалообразования.

Основные недостатки автотранспорта: значительная зависимость от состояния автодорог и, как следствие, снижение производительности в период дождей, снегопада, гололеда; загрязнение атмосферы отработавшими газами при большой интенсивности движения и ограниченных размерах карьера; относительно высокие энергоемкость и эксплуатационные затраты.

Согласно задания на курсовой проект в расчетах использовать автосамосвал БелАЗ 7519, основные технические характеристики которого приведены в таблице 9.

Показатели	БелАЗ - 7519
Грузоподъемность, т	110
Масса автомобиля, м	85
Вместимость кузова, мі	41
Колесная формула	4х2
Габариты, м длина ширина высота	11,25 6,1 5,13
Минимальный радиус поворота, м	12,0

Расчет необходимого количества автосамосвалов под погрузку.

Число автосамосвалов, которое может эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором, определяется по формуле:

Nар = T/tпог = 39/2,9=13 шт,

где: T - продолжительность рейса, мин;

tпог - продолжительность погрузки автосамосвала, мин;

Тр = tпог + tгр + tпор = 2,9 + 19,14 + 16,8 = 39 мин,

где: tгр, tпор - время движения в грузовом и порожнем направлениях, мин;

tпог = nкtц=5*35=2,9 мин;

где: nк - число ковшей, разгружаемых экскаватором в кузов автосамосвала;

tц - продолжительность рабочего цикла экскаватора, мин.



tгр = 60Kрт(Lзаб/Uзг + Lм/Uм + Lот/Uог) = 60 * 1,1(1,35/11 + 1,35/14 + 2,7/30) = 66(0,1 + 0,1 + 0,09) = 19,1 мин,

tпор = 60Kрт(Lот/Uоп + Lзаб/Uзг + Lм/Uм) = 60 * 1,1(1,35/14 + 1,35/16 + 2,7/36) = 66(0,1 + 0,08 + 0,08) = 16,8 мин,

где: Lзаб,Lм,Lот - средневзвешенная длина временных забойных и отвальныхавтодорог, заезд на отвал, магистральных дорог, км;

Kрт - коэффициент, учитывающий разгон и торможение автосамосвала (K рт = 1,1);

Uзг,Uм,Uог,Uоп,Uзп,Uм - скорости движения автосамосвала в грузовом и порожнем направлениях по временным забойным, отвальным автодорогам, заезд на отвал, магистральным дорогам, км/ч приведены в таблице № 10.

Таблица №10

Скорости движения автосамосвала

Дороги	Скорости движения автосамосвала, км/ч
	С грузом	Без груза
Магистральные: щебеночные	30 - 32	36 - 42
Отвальные	14 - 17	16 - 19
Забойные	11 - 13	14 - 15

Инвентарный парк автосамосвалов с учетом находящихся в ремонте и техническом обслуживании:

Nаи = Nар/Kтч = 13/0,8 = 16 шт

где: Kтч = 0,7 - 0,8 - коэффициент технической готовности парка.

Число рейсов в час:

Nн = 60/Tр = 60/39 = 1,54 рейса в час.

Расчет производительности автосамосвала.

Производительность автосамосвала:

· техническая (мі/ч)

Qач = qаNрKгKр/Pр = 110*1,54*0,97*1,2/2,5 = 65,9 мі/ч,

Кг = qгр/qа = 107/110=0,97т;

где: Рп - плотность перевозимой породы (Рп = 2,5 т/м³)

· эксплуатационная

сменная Qа.см = QачTсмKи = 65,9 *12 * 0,8 =632,6 мі/смену,

суточная Qа.сут = Qа.смnсм = 632,6* 2 =1265,28 місут,

месячная Qа.мес = Qа.сутnмес = 1265,28 * 25 = 31632 мімес,

годовая Qа.год = Qа.сутnгод = 1265,28 *300=379584мігод,

Kг - коэффициент использования грузоподъемности (Kг = qгр/qа, где: qгр,qа - фактическая и паспортная грузоподъемность автосамосвала, т);

Nр - количество рейсов автосамосвала в час;

Kр - коэффициент разрыхления породы в кузове;

Pп - плотность перевозимой породы в целике, т/мі;

Tсм - продолжительность смены (Тсм = 12), ч;

nсм - число смен в сутках согласно режиму работы карьера;

nмес - число рабочих дней в месяц;

nгод - число рабочих дней в году;

Kи - коэффициент использования автосамосвала в течении смены (Kи=0,7-0,8).



5. ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ

Параметры отвалов зависят от свойств вскрышных пород. От вида пород в значительной мере зависят коэффициент их разрыхления и величина осадки отвала

Осадку отвальной массы рассчитывают по значениям начального коэффициента разрыхления вскрыши (выемка и отсыпка в отвал) и конечного его значения (после достаточно длительного лежания в отвале).

В практике отвалообразования часто требуется знать угол откоса отвала, значения которого следует различать как текущие и устойчивые. В последнем случае их еще называют углами естественного откоса. Текущие углы, как правило, пре-

Высоту отвала также следует различать текущую (рабочую) и предельную (высоту устойчивого отвала), определяемую устойчивостью отвала.

В процессе отвалообразования большое значение имеет деформация отвалов, которая обусловлена физико-механическими свойствами пород. Различают два основных вида деформации: оседание, которое связано с уплотнением отвальной массы и имеет тенденцию к затуханию, и сдвижение, которое может перерасти в обрушение. Схема бульдозерного отвалообразования при доставке породы на отвал автомобильным транспортом изображена на рисунке 4.



Рисунок № 4 Схема бульдозерного отвалообразования при доставке породы на отвал автомобильным транспортом.

Параметры отвала определяются в следующем порядке.

Высота отвала (Но, м): на равнинной поверхности до 30 - 40 м; в гористой местности до 150 м и более.

Таблица №11

Технические характеристики бульдозера

Показатели	ДЗ - 35С
Базовый трактор	Т - 180Г
Мощность двигателя, кВт	133
Тяговый класс, кН	(150)
Параметры отвала, мм:
длина,	3640
высота,	1230
подъем,	700
опускание.	400

Необходимая площадь под отвал определяется по формуле:

Sо = VвKро/HоKо = 2434170 * 1,1/40 * 0,8 = 83674,6 м²;

где: Vв - объем пород, подлежащих размещению в отвале па срок его существования, мі;

Kро - остаточный коэффициент разрыхления в отвале (Kро = 1,06 - 1,15);

Hо - высота отвала, м;

Kо - коэффициент, учитывающий использование площади отвала (при одном ярусе Kо = 0,8 - 0,9).

Среднее число автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение часа:

Nч = VвчKнер/Vаф = 422,6 * 1,4/41 = 14 шт,

где: Vвч - производительность карьера по вскрыше, мі/ч;

Kнер - коэффициент неравномерности работы карьера по вскрыше (Kнер = 1,25 - 1,5);

Vаф - фактический объем вскрыши, перевозимой автосамосвалом за рейс, мі/ч.

Число автосамосвалов, одновременно разгружающихся на отвале:

Nо = Nчtр/60 = 14 * 2/60 = 1 автосамосвал,

где: Nч - число автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение часа;

tр - продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала (tр = 1,5 - 2), мин.

Длина фронта разгрузки на отвале:

Lф = Nо?п = 1 * 19 = 19 м,

где: ?п - ширина по фронту отвала, занимаемая одним автосамосвалом при маневрировании (?п = 18 - 20), м.

Число разгрузочных участков отвала, находящихся в одновременной работе:

Nур = Lф/L1 = 19/70=0,27 ? 1, участок,

где: L1 - длина одного участка (L1 = 60 - 80), м.

Число планировочных участков:

Nуп = Nур; 1 = Nур

Число резервных участков:

Nу.рез = (0,5 ч 1,0)Nур = 1, уч.

Общее число участков:



Nу = Nур + Nуп + Nр.рез = 1 + 1 + 1 = 3, уч.

Число рабочих бульдозеров на отвале (рабочий парк):

Nбр = Vбч/Qбч = 253,7/129,8 = 2 шт,

где: Qбч - часовая техническая производительность бульдозер, мі/ч;

Vбч - часовой объем бульдозерных работ на отвале, мі/ч.

Vбч = VвчKзав = 422,6 * 0,6 = 253,7 мі/ч,

где: Кзав - коэффициент заваленности отвала породой (Кзав = 0,5 - 0,7).

Общее количество бульдозеров (инвентарный парк):

Nбн = Nбрѓ = 2 * 1,4 = 2,8 ? 3, шт,

где: ѓ - коэффициент резерва (ѓ = 1,3 - 1,4).

Годовая производительность бульдозера:

Qб.год = QбчKиTсмnсмnгод = 129,8 * 0,9 * 12 * 2 * 252 = 628024 мі/год,

год: Kи - коэффициент использования бульдозера в течение смены (Kи = 0,8 - 0,9);

Tсм - продолжительность смены (Tсм = 12), ч;

nсм - число смен в сутках (nсм = 2, согласно режиму работы карьера)

nгод - число рабочих дней бульдозера в году (nгод = 252).



6. ГРАФИК ВЗАИМОЗВЯЗИ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ ПРОЦЕССОВ В КАРЬЕРЕ

Взаимосвязь выемочно-погрузочных, буровзрывных работ, плановых ремонтов и переключений в пределах рабочей площадки изображена на графике, на котором по оси абсцисс отложено - время выполнения работ, а по оси ординат - длина блока (м).

Для экскаватора ЭКГ-8,3 запланирован полумесячный запас взорванной горной массы, три дня ППР и один день на взрывные работы (вывод оборудования за пределы опасной зоны), и переключение.

Для 3СБШ200-36 запланировано два дня ППР и один день на взрывные работы (вывод оборудования за пределы опасной зоны), и переключение.

Исходные данные для построения графика:

L = 350 м. -длина блока.

Q_э.сут. = 3110 * 2 = 6220 м³/сут. - производительность экскаватора.

Q_э.мес. = 221280 м³/мес.

Q = Q_уп. =79000 - общее количество ВВ и СВ.

Р_сут.= 226 м/сут. - производительность бурового станка.

С 1 по 14 - осуществляем плановую выемку горной массы и бурение скважин.

1 день (с 14 по 15) - перегон и переключение оборудования для установки его на плановый промежуточный ремонт; завоз и заряжание скважин Гранулитом УП-1.

2 день (с15 по 16) - производим плановый промежуточный ремонт экскаватора и бурового станка; продолжаем завоз и заряжание скважин Гранулитом УП-1.

3 день (с 16 по 17)- продолжаем ППР; производим забойку скважин, монтаж взрывной сети и производим взрывные работы.

4 день (с 17 по 18)- продолжаем ППР экскаватора.

Буровой станок приступает к работе с 17 числа, а экскаватор с 18 числа текущего месяца.

Рисунок №5 График взаимосвязи производственных процессов.



7. СПИСОК ИСПОЛЬЗОАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Ржевский В.В., Процессы открытых горных работ. М.: «Недра», 1978. 541 с.

2. Томаков П.И., Наумов И.К.Технология, механизация и организация открытых горных работ. М.: «Недра», 1986. 312 с.

3. Справочник. Открытые горные работы. Трубецкой К.Н. и др. М.: Горное бюро, 1994. 590 с.

4. Безопасность при взрывных работах (ПБ 13-407-01): Сб. документов. Серия 13. Выпуск 1/Колл.авт.-М.: Гос. унитарное предприятие «НТЦ по БП ГГТН России», 2001. 238 с.

5. Способы подготовки горных пород к выемке. Часть 1.: Лабораторный практикум/ Б.П.Караваев и др.,СибГИУ. Новокузнецк, 2002. 40 с.

6.Выемочно-погрузочные работы и транспортирование горной массы карьеров.II часть. Лабораторный практикум/ Б.П.Караваев и др. СибГИУ. Новокузнецк, 2003. 57 с.

7. Кутузов Б.Н., Взрывное и механическое разрушение горных пород. М., «Недра», 1973. 312 с.

Размещено на Allbest.ru