Размещено на http://www.allbest.ru/

Министерство образования и науки Республики Казахстан

Карагандинский государственный технический университет

Кафедра ТОМиС

Курсовая работа

Расчет вскрытия и строительства карьера при отработке месторождения с использованием автомобильного транспорта

Приняла:

Абдугалиева Г.Б.

Выполнил:

Тауекелов И.Г.

ГД 13-6

Караганда 2015 г.



Содержание

Введение

1. Определение зон, опасных по разлету отдельных кусков породы

1.1 Определение допустимого веса заряда ВВ по сейсмическому действию взрыва на инженерные сооружения

1.2 Определение расстояний, безопасных по действию ударной воздушной волны при взрывах

1.3 Расчет производительности буровых станков

1.4 Расчет показателя трудности разрушения и показателя бурения

2. Способ механизации и параметры буровзрывных работ вскрышного комплекса при строительстве карьера

2.1 Расчет производительности бурового станка

2.1.1 Выбор способа бурения и типа бурового станка

2.1.2 Техническая скорость бурения

2.1.3 Сменная и годовая производительности станка

2.2 Расчет параметров взрывных работ

2.2.1 Тип ВВ

2.2.2 Проектный удельный расход ВВ

2.2.3 Параметры сетки скважин

2.2.4 Вес и длина скважинных зарядов

2.3 Размеры опасных зон

2.3.1 Опасная зона по воздушной ударной волне

2.3.2 Сейсмоопасные зоны

3. Определение производительности экскаватора

4. Расчет производительности карьерных автосамосвалов

5. Расчет технологических параметров проведения

5.1 Определение подвижного состава (транспортные расчеты)

6. Расчет параметров бульдозерного и экскаваторного отвалообразования

6.1 Бульдозерное отвалообразование

6.2 Экскаваторное отвалообразование

Список использованной литературы



Введение

Характерным было формирование и развитие системы машин в добывающих отраслях производства. Стремление механизировать разведочное бурение, ускорить проходку горных выработок, увеличить добычу руды и угля приводит, прежде всего, к появлению различных конструкций буровых машин и станков. В 50--70-х годах в шахтах Европы и Америки начала осуществляться механизация процесса зарубки угля, которая могла и должна была стать технической основой развития системы машин в горной промышленности. Вслед за появлением различных конструкций врубовых машин на базе ручного и пневматического привода создаются цепные врубовые машины с электрическим приводом. Число машин для зарубки угля растет в огромных масштабах. Долгое время узким местом в механизации горных работ было отсутствие машин для доставки угля. Создание скребковых, ленточных и качающихся конвейеров оказалось тем важным звеном в системе машин горной промышленности, которое позволило механизировать транспорт от забоев до откаточных выработок. Одновременно появляются машины для подземного рельсового транспорта -- вначале воздуховозы с пневмодвигателями, а затем троллейные и аккумуляторные электровозы.

Для проведения горных выработок создаются специальные проходческие и погрузочные машины.

С помощью мощных электрифицированных подъемных машин решаются проблемы транспортировки угля и руды на поверхность горных предприятий.

Таким образом, постепенно формировалась и развивалась система специализированных горных машин, которые могли обеспечить непрерывность производственных операций по всему технологическому циклу горного производства: проведение горных выработок -- зарубку и отбойку угля -- доставку к откаточным выработкам -- откатку по подземным рельсовым путям--подъем на поверхность. Необходимым этапом в создании системы машин в горной промышленности стало внедрение электромеханических установок для водоотлива и вентиляции.



1. Определение зон опасных, по разлету отдельных кусков породы

Расстояние rразл. (м), опасное для людей по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов, рассчитанных на разрыхляющее (дробящее) действие, определяется по формуле:

где:

К з - коэффициент заполнения скважин взрывчатым веществом;

Кзаб - коэффициент заполнения скважин забойкой, при полном заполнении забойкой свободной от заряда верхней части, Кзаб =1;

f - коэффициент крепости пород по шкале профессора М.М. Протодьяконова, f =9ч16;

d - диаметр взрываемой скважины, м;

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

где:

l з - длина заряда в скважине, м;

Lскв - глубина, пробуренной скважины, м.



Диаметр скважины, мм	Высота уступа, м	Безопасное расстояние
160	6	313
160	12	409
250	6	327
250	12	423

Безопасное расстояние для людей при взрывных работах на открытой местности принимается rразл = 450 м. При производстве взрывов люди должны быть выведены в безопасную зону.

Безопасные расстояния, обеспечивающие сохранность механизмов и сооружений от повреждений их разлетающимися кусками породы, принимаем равным 200 м.

1.1 Определение допустимого веса заряда ВВ по сейсмическому действию взрыва на инженерные сооружения

Расстояние (м), на которых колебания грунта, вызываемые однократным взрывом сосредоточенного заряда ВВ, становится безопасными для зданий и сооружений, определяются по формуле:

rc=KгKcб

где: rс - расстояние от места взрыва до охраняемого сооружения, м.

Кг - коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого сооружения, Кг = 8;

Кс - коэффициент, зависящий от типа сооружения и характера застройки, Кс = 1;

б - коэффициент, зависящий от условий взрывания, б = 1;

- масса заряда, кг.



Сейсмически безопасные расстояния при взрывных работах

, кг	10000	15000	20000	25000	30000
rc, м	175	200	220	235	250

1.2 Определение расстояний, безопасных по действию ударной воздушной волны при взрывах

Расчет радиуса опасной зоны по воздействию ударной воздушной волны (УВВ) при взрывах скважинных зарядов рыхления произведем согласно ТПБ при взрывных работах по формуле:

где: Qэ - эквивалентная масса заряда, кг.

Для группы на N скважинных зарядов (длиной более 12 своих диаметров), взрываемых одновременно:

где: P - вместимость ВВ в 1м скважины, Р=42 кг;

d -диаметр скважины, d=0,25 м;

Kз - коэффициент, зависящий от отношения длины забойки к диаметру скважины, Kз=0,002;

N - количество одновременно взрываемых скважин, шт.

При интервале замедления от 20 до 30 мс рассчитанное расстояние увеличивается в 1,5 раза.



Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны

N	5	10	20	30	40	50	60
Qэ	1,26	2,52	5,04	7,56	10,08	12,6	15,12
rв	73	103	146	179	214	231	253
1.5rв	110	155	219	269	321	347	380

При дроблении негабаритов в карьере безопасное расстояние по действию ударной воздушной волны рассчитываем по формуле:

где: kв - коэффициент пропорциональности зависящий от условий расположения и массы заряда, а также от степени допускаемых повреждений зданий или сооружений, kв=10-30 (случайные повреждения стекол);

Q - масса заряда ВВ, кг.

Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны при дроблении негабаритов

Q	20	40	60	80	100	120	140
rв	45-134	63-190	77-232	89-268	100-300	110-329	118-355

1.3 Расчет производительности буровых станков

Сменная производительность шарошечного станка

, м/см

где: Тсм - продолжительность смены, Тсм = 8час;

см - коэффициент использования бурового станка в течение смены,

см = 0,8;

Vм - механическая скорость бурения, м/ч

м/ч

Р - осевая нагрузка на долото: Р = 25000 кг*с;

n - частота вращения долота: n =120 об/мин;

f - коэффициент крепости пород, f = 9-16;

d - диаметр долота: d =25,0 см;

м/ч;

Принимаем условие, что 85% горной массы обуреваются станком СБШ-250 и 15% - станком CM-695D, тогда необходимое количество буровых станков составит:

шт.

где: Lнеобх - необходимое количество метров скважин для заданной производительности карьера, м

м

где: Qг.м - производительность карьера по горной массе:

Qг.м =5729 м³/см;

Vп.м - выход горной массы с 1 п.м. скважины: Vп.м = 38 м³



м

? 3шт

Для бурения технологических скважин принимаем 3 станка СБШ-250.

1.4 Расчет показателя трудности разрушения и показателя бурения

Буримость - процесс разрушения пород буровым инструментом и характеризуется показателем буримости.

По трудности бурения разделяются на 5 классов:

- легкобуримые Пб=1-5;

- породы средней трудности бурения Пб=5,1-10;

- труднобуримые породы Пб=10,1-15;

- весьма труднобуримые Пб=15,1-20;

- исключительно труднобуримые Пб=20,1-25;

более 25 внекатегорные.

(1.1)

Пб = 0,07•(25+11)+0,7•1410•10-3 = 3,5

где: усж-предел прочности пород сжатию, МПа;

усдв - предел прочности пород сдвижению, МПа;



2. Способ механизации и параметры буровзрывных работ вскрышного комплекса при строительстве карьера

2.1 Расчет производительности бурового станка

2.1.1 Выбор способа бурения и типа бурового станка

Выбор способа бурения (вращательное, шарошечное, пневмоударное и др.) и тип бурового станка производится с учетом трудности бурения пород Пб (табл. 1.1).

Таблица 1.1

Способ бурения	Тип станка	Диаметр скважины, мм	Буримость породы, Пб
Ударно-вращательный	СБШ-250	250	8…14

2.1.2 Техническая скорость бурения

Техническая скорость бурения определяется с учетом способа бурения, технических параметров бурового станка и показателя буримости породы.

Техническую скорость пневмоударного бурения можно определять по формуле:

,м/ч (1.3)

где: W - энергия единичного удара, Дж;

n - число ударов коронки в секунду;

К1 - коэффициент, учитывающий диапазон изменения ПБ:

при ПБ = 10…14 - К1 = 1;

Кф - коэффициент, учитывающий форму коронки:

для трехперых коронок Кф = 1;

При диаметре коронки от 160 до 200 мм частота ударов n принимается в интервале от 1700 до 1900, при диаметре от 100 до 250 мм - в интервале от 2000 до 2200 ударов в минуту.

Величину энергии единичного удара можно принимать в интервале от 120 до 140 Дж.

2.1.3 Сменная и годовая производительности станка

Сменная производительность станка может быть рассчитана по формуле:

(1.4)

где: Tс, Tп.з. и Tр - продолжительность, соответственно, смены, подготовительно-заключительных операций и регламентированных перерывов в смене, часов

Tп.з. + Tр = 0,5…1,0 час (1.5)

tо и tв - соответственно, основные и вспомогательные операции на бурение 1 п.м. скважины:

, (1.6)

здесь VБ - техническая скорость бурения, м/час.

При определении величины tв необходимо учитывать способ производства буровых работ и трудность бурения породы, а именно:

· для пневмоударного бурения при значении показателя трудности бурения ПБ =12…20 - tв=4…8 мин.

Годовой производительности станка:



Qб.год = 915*0,85*0,8=902,19 (1.7)

где: Kгод - среднегодовой коэффициент использования сменного фонда рабочего времени;

Nсм - число смен в году.

При количестве рабочих дней в году равном 305, величина Nсм составляет 915, а значение коэффициента Kгод можно принимать в пределах от 0,8 до 0,85.

2.2 Расчет параметров взрывных работ

2.2.1 Тип ВВ

При выборе вида ВВ следует исходить из следующих положений:

· по возможности применять ВВ с низким содержанием тротила, как более дешевые;

· для легковзрываемых пород применять ВВ пониженной работоспособности (игданит, гранулит АС-8 и т.д.);

· для практически монолитных крепких пород применять высокобризантные ВВ (гранулотол, аммонит, аммонал и т.д.);

· при взрывании обводненных скважин применять водонаполненные ВВ (акватолы).

Область применения различных типов ВВ представлена в таблице 2.1, где в графах ВВ указаны в порядке их предпочтительного применения.

Таблица 2.1

Условия размещения зарядов ВВ	П о р о д ы
	средней буримости и труднобуримые, Пб = 6..15 Ифзаниты; карбатол 15Т; граммонит 79/21; гранулиты АС-8, АС-4
Сухие скважины и котлы или сухая часть обводненных скважин



2.2.2 Проектный удельный расход ВВ

Определяется проектный расход ВВ по формуле:

qп = 104*1,1*0,64*0,8*1*5*1=0,3 , кг/м³ (1.8)

где: qэ - эталонный расход эталонного ВВ - определяется по категории трудности взрывания; можно принять qэ = 10·Пв, г/м³, Пв - категория взрываемости.

Kвв - коэффициент пересчета расхода эталонного ВВ к расходу реального ВВ;

игданит, гранулит АС-8 -1.1;

Kд - коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления;

(1.9)

где dср - требуемый средний размер отдельности в массиве, м.

Величина dср принимается в зависимости от применяемого выемочно-погрузочного оборудования и для учебных целей может быть найдена по формуле:

, м (1.10)

где: E - емкость ковша экскаватора, м³.

Kт - коэффициент, учитывающий трещиноватость взрываемого массива;

Kт = 1.2 0,5 + 0.2= 0,8 м (1.11)



где: lср - средний размер отдельностей в массиве, м; если lср > 1 м, то Kт = 1,4.

Kсз - коэффициент, учитывающий сосредоточенность скважинного заряда;

для пород средней трудности взрывания 0,90-1,20

Меньшие значения для скважин диаметром 125 мм, большие - 320 мм.

Kсп - коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей; для короткозамедленного взрывания принимается равным 4.5-5.

Kv - коэффициент, учитывающий высоту уступа.

, м (1.12)

где Hу - высота взрываемого уступа, м.

2.2.3 Параметры сетки скважин

Для короткозамедленного взрывания предельная величина сопротивления по подошве (С.П.П.), равная горизонтальному расстоянию от нижней бровки уступа до оси скважины, Wпр определяется по формуле:

Wпр = 4,4 (1.6 - 0.5* 1)=4,84, м (1.13)

где: Wo - величина С.П.П. для одиночного заряда.

, м (1.14)

m - коэффициент сближения скважинных зарядов, который определяется в зависимости от трудности взрывания пород: для пород средней трудности взрывания - 1.0-1.1;

KТ - коэффициент трещиноватости; принимается для монолитных пород (lср ? 1 м) равным 1, для трещиноватых (lср от 0,5 до 1 м) - 1,1, для сильнотрещиноватых (lср < 0,5 м)- 1,2;

- плотность заряжания, кг/дм³; принимается равным:

для сыпучих ВВ - 0.9

- объемный вес породы, т/м³;

d - диаметр скважины, м;

Kвв - коэффициент пересчета расхода ВВ.

По Правилам безопасности запрещается производить работы в пределах призмы возможного обрушения, т.е. на расстоянии от верхней бровки уступа, меньшем установленного ПБ (3 метра). Следовательно, величина Wпр должна удовлетворять неравенству:

4,84 15 (ctg 68 - ctg 90) + 3 (1.15)

где: - угол откоса уступа, град.;

- угол наклона скважины к горизонту, град.

Если условие (2.9) не выполняется для вертикальных скважин, можно перейти к наклонным. При этом угол должен быть не менее угла .

Основными параметрами сетки скважин являются:

a - расстояние между скважинами в ряду, м;

b - расстояние между рядами скважин, м.

Величина a определяется по формуле:

a = 1*4,84=4,84 м (1.16)

Значение b определяется в зависимости от вида сетки расположения взрывных скважин шахматной сетке.



b = 0.85 * 4,84=4,11

Объем породы, взрываемой одной скважиной определяется:

для скважин первого ряда:

V1 = 4,84*4,84*15=351,4, м³; (1.17)

для скважин последующих рядов:

Vn = 4,84*4,11*15=298,7 м³, (1.18)

где Hу - высота взрываемого уступа, м.

2.2.4 Вес и длина скважинных зарядов

Определяется вес скважинных зарядов:

· для скважин первого ряда:

Qз.1 =0,3*351,4=105,42 , кг (1.19)

· для скважин последующих рядов:

Qз.n = 0,3*298,7=89,61 , кг (1.20)

где qп - проектный удельный расход ВВ, кг/м³.

Вместимость 1 погонного метра скважины определяется по формуле:

p =7.85*0,125 2 *0,9=0,11 кг/м (1.21)



где: d - диаметр скважины, дм.

Следовательно, для зарядов первого ряда скважин длина, занимаемая зарядом ВВ:

м (1.22)

для зарядов последующих рядов

м (1.23)

Общая длина скважины определяется высотой уступа Hу, углом наклона скважины и величиной перебура lп. Перебур применяется для улучшения проработки подошвы уступа и зависит от трудности взрывания пород. Обычно величина перебура назначается в пределах от 10 до 15 диаметров скважины, однако в трудновзрываемых породах он может быть увеличен до 20Dскв, а в легковзрываемых - уменьшен до 5Dскв.

Длина скважины определяется по формуле:

, м (1.24)

где: - угол наклона скважины к горизонту;

lп - длина перебура.

Условие возможности размещения заряда весом Q в скважине можно выразить неравенством:

LВВ =16,5-3,2=13,5 (1.25)



где: lзаб = (20..35) Dскв.

LВВ - длина, требуемая для размещения заряда ВВ.

2.3 Размеры опасных зон

Важным вопросом при проектировании взрывов является правильное установление размеров опасных зон по разлету кусков, по воздействию воздушной ударной волны и сейсмическому воздействию взрыва.

2.3.1 Опасная зона по воздушной ударной волне

Радиус (м) опасной зоны по воздействию на человека воздушной ударной волны взрыва

м, (1.27)

где kв - коэффициент, учитывающий расположение зарядов относительно открытых поверхностей, kв = 10..15;

- общая масса одновременно взрываемых зарядов ВВ (например, в одной очереди замедления), кг.

Радиус воздействия воздушной ударной волны (м) на сооружение при полном отсутствии повреждений остекления

м (1.28)

Радиус воздействия воздушной ударной волны (м) при полном отсутствии повреждений зданий и сооружений

м, (1.29)



Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны

N	5	10	20	30	40	50	60
Qэ	1,26	2,52	5,04	7,56	10,08	12,6	15,12
rв	73	103	146	179	214	231	253
1.5rв	110	155	219	269	321	347	380

Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны при дроблении негабаритов

Q	20	40	60	80	100	120	140
rв	45-134	63-190	77-232	89-268	100-300	110-329	118-355

2.3.2 Сейсмоопасные зоны

При суммарной массе взрываемых зарядов ВВ Q (кг) радиус сейсмоопасной зоны определяют по эмпирическим формулам:

при однократном взрывании

, м, (1.30)

при многократном взрывании

, м, (1.31)

Сейсмически безопасные расстояния при взрывных работах

,кг	10000	15000	20000	25000	30000
rc, м	175	200	220	235	250



3. Определение производительности экскаватора

Производительность экскаваторов принята в соответствии с "Нормами технологического проектирования …" с учетом понижающих коэффициентов, учитывающих возрастную структуру инвентарного парка, и составляет:

- для экскаваторов с емкостью ковша 15 м³ -2400 м³/см;

- для экскаваторов с емкостью ковша 10 м³ - 1640 м³/см;

- для экскаваторов с емкостью ковша 8 м³ - 1350 м³/см;

- для экскаваторов с емкостью ковша 5 м³ - 850 м³/см.

Необходимое количество экскаваторов

Наименование	Единицы измерения	Количество
ЭКГ -10 (10м3)	шт.	1
ЭКГ-8И (8м3)	шт.	1
ЭКГ-5А (5м3)	шт.	1
Hitachi ZX-2500(15м3)	шт.	1
Hitachi ZX-1200(6м3)	шт.	3
TEREX RH-40 (5м3)	шт.	1

Эксплуатационная производительность экскаватора учитывает не только конкретные условия, но и использование экскаватора во времени и определяется по формуле

м³/час, (2.16)

где Е -- геометрическая емкость ковша экскаватора, м³;

КН -- коэффициент наполнения ковша экскаватора (табл. 2.1);

КР -- коэффициент разрыхления породы в ковше экскаватора (табл. 2.1);

tЦ -- техническая продолжительность цикла, с;

КИС -- коэффициент использования экскаватора на чистой работе

Сменная производительность экскаватора:

, м³/смену, (2.17)

где t -- продолжительность смены.

Суточная производительность экскаватора:

, м³/сутки, (2.18)

где n -- число смен в сутки.

Годовая производительность экскаватора:

, м³/год, (2.19)

где N -- число рабочих дней экскаватора в году; N = 250

Месячная производительность экскаватора:

, м³/месяц. (2.20)

Таблица 2 - Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-3.2

Параметры	Значения
1 Емкость ковша, м	3.2
2 Радиус черпания на уровне стояния, м	15.2
3 Максимальный радиус черпания, м	13.5
4 Максимальная высота черпания, м	9.8
5 Максимальный радиус разгрузки, м	12
6 Максимальная высота разгрузки, м	8.6
7 Радиус вращения кузова, м	7
8 Продолжительность рабочего цикла, с	23



К основным преимуществам проведения траншеи сплошным забоем механическими лопатами с нижней погрузкой относят: возможность проведения траншеи сразу на полное сечение, что позволяет в отдельных случаях начать вскрышные или добычные работы до окончания проходческих работ; возможность использования экскаваторов с нормальными рабочими параметрами; взаимозаменяемость проходческого и эксплуатационного оборудования.

Таблица 2.1 Значение коэффициента наполнения ковша КН и коэффициента разрыхления горной массы в ковше КР

Породы	Коэффициент разрыхления Кр	Коэффициент наполнения ковша экскаватора Кн
		Механических лопат	драглайнов
Глина средняя	1,35	1,08 -- 1,18	0,98 -- 1,06

Таблица 2.2 Коэффициент использования экскаваторов во времени в течение смены КИС

Транспорт	Способы подачи транспорта	Коэффициент использования экскаваторов КИС
Автомобильный	Поточный	0,7



4. Расчет производительности карьерных автосамосвалов

Сменная производительность карьерного автосамосвала:

т/см (4.1)

где: Г - грузоподъемность автосамосвала, т;

К3 - коэффициент заполнения кузова;

Тсм - продолжительность смены, ч;

Ки - коэффициент, учитывающий использование сменного времени;

Трейса - продолжительность одного рейса автосамосвала, мин:

Трейса = tу+ tпогр + tдв + tразг, мин (4.2)

Трейса =1,5+2,0+24+1,5=29 мин

tу - время установки под погрузку, мин;

tпогр - продолжительность погрузки, мин;

tдв - время движения автосамосвала, мин;

tразгр - время разгрузки автосамосвала с учетом маневров.

Необходимое количество автосамосвалов составит:

шт. (4.3)

шт.



где: Qсм. - производительность карьера:

по руде - Qсм.1;

по вскрыше - Qсм.2.

Необходимое количество автосамосвалов

№	Показатели	Обозначение	Ед. изм.	Значения
1	Грузоподъемность автосамосвала	Г	т	89-91	54-60
2	Коэффициент заполнения кузова	К3	-	0,95	0,95
3	Продолжительность смены	Тсм	мин	480	480
4	Коэффициент учитывающий использование сменного времени	Ки	-	0,75	0,75
5	Продолжительность рейса автосамосвала: - до перегр.пункта	Трейса1	мин	-	29
	- до отвала	Трейса2	мин	30	-
6	Время установки под погрузку	tу	мин	1,5	1,5
7	Время разгрузки	tразгр.	мин	1,5	1,5
8	Продолжительность погрузки	tпогр.	мин	3,0	2,0
9	Время движения до перегрузочного пункта	tдв	мин	-	24
10	Время движения до отвала	t2 дв	мин	24	-
11	Скорость движения груженого а/с	Vгр.	км/ч	20	20
12	Скорость движения порожнего а/с	Vпор.	км/ч	30	30
13	Расстояние до перегрузочного пункта	L1	км	-	5,0
14	Расстояние доставки до отвала	L2	км	5,0	-
15	Производительность а/с при перевозке руды	Псм1	т/см	-	670,0
16	Производительность а/с при перевозке вскрышных пород	Псм2	м3/см	320,0
17	Производительность карьера по руде	Qсм1	т/см	-	730,0
18	Производительность карьера по вскрыше	Qсм2	м3/см	6740,0	-
19	Необходимое количество а/с для перевозки руды	Nнеобх. 1	шт.	-	3
20	Необходимое количество а/с для перевозки вскрыши	Nнеобх. 2	шт.	22	-



5. Расчет технологических параметров проведения

5.1 Определение подвижного состава (транспортные расчеты)

Расчеты автотранспорта

Количество породы, помещающейся в ковше экскаватора:

т, (2.21)

где Е -- емкость ковша экскаватора;

КН -- коэффициент наполнения кузова.

при рыхлых КН =1,2;

КР -- коэффициент разрыхления горной массы в кузове.

--плотность породы, т/м³.

Количество ковшей породы, потребных для загрузки автосамосвала:

, ковшей, (2.22)

где Q -- грузоподъемность автосамосвала, т.

Значение m округляется до целого значения в меньшую сторону, при этом масса перевозимого груза за рейс составит

QH = 3,3•22,7=75, т. (2.23)

Время загрузки автосамосвала:



, мин, (2.24)

где tЦ -- продолжительность цикла экскаватора, с.

Продолжительность рейса самосвала:

, мин, (2.25)

где tM -- время на маневры самосвала при постановке его к экскаватору, а также задержки, ожидание погрузки (2-3) мин;

L --расстояние транспортировки, км;

VГР, VП -- скорости движения самосвала с грузом и порожняком, км/ч;

, , км/ч; (2.26)

VMAX - максимальная скорость движения самосвала, км/ч;

tР -- продолжительность разгрузки (1..1,5) мин.

Рабочее число автосамосвалов:

, автосамосвалов, (2.27)

где tП -- время простоя экскаватора при замене самосвалов, 1-2 мин.

Общее число рейсов всех самосвалов за смену:



, рейсов, (2.28)

где: ТСМ -- продолжительность смены, мин;

tПР -- простой экскаватора при приеме, передаче смены, перемещении экскаватора и пр. (30-40 мин).



6. Расчет параметров бульдозерного и экскаваторного отвалообразования

6.1 Бульдозерное отвалообразование

1. Приемная способность отвала на 1 м длины определяется по формуле:

м³/м (6.1)

м³/м

где: Vа - емкость кузова автосамосвала, м³;

л - коэффициент кратности выгрузки по ширине кузова автосамосвала;

л=1,2;

b - ширина кузова автосамосвала, м.

2. Длина отвального участка по условиям планировки определяется по формуле:

, м (6.2)

м

где: Qб - сменная производительность бульдозера, м³;

3. Число рабочих отвальных участков определяется по формуле:



(6.3)

где: Wсм - объем вскрыши, складируемой в отвал за смену;

nб - число бульдозеров работающих на отвале.

4. Общая длина фронта разгрузки определяется по формуле:

Lф.о.=КоNoLоу, м, (6.4)

Lф.о.= м

Где: Ко - коэффициент одновременной работы отвальных участков;

Ко=1-4.

6.2 Экскаваторное отвалообразование

1. Производительность экскаватора определяется по формуле:

т/ч (6.5)

т/ч

Где: q - грузоподъемность думпкара, т;

tраз - время разгрузки состава, мин;

to - время обмена состава на отвале, мин.

2. Часовая производительность экскаватора определяется по формуле:



т/ч (6.6)

т/ч

где: Кэ - коэффициент экскавации;

Ки - коэффициент использования экскаватора;

Тц - продолжительность цикла, с;

г- объемный вес, т/м³.

Исходя из типа экскаватора высота отвального забоя

h4=7 м;

hз=2 м;

h1=h4+h3,

h2=6 м;

H0=h1+h2,м.

3. Емкость приемного бункера определяется по формуле:

м3 (6.7)

м³

где: Р - дальность загрузки породы на уровне рельсового пути;

Р=1,5…2,0, м;

Lд - длина фронта разгрузки вагонов, м; Lд=20 м;

h4 - высота отвального забоя, м;

h5 - глубина приямка, м;

4. Шаг переукладки путей (ширина заходки) на экскаваторных отвалах зависит от радиусов черпанья (Rч) и разгрузки (Rр) экскаватора и длины думпкаров:



м (6.8)

м

5. Необходимая длина отвальных тупиков (в работе) определяется по формуле:

м, (6.9)

м

где: Wc- общий объем работы отсыпаемой за смету, м³;

Wc=320 м³;

t - число часов в смену.



Список использованной литературы

1. Юматов Б.П., Бунин Ж.В. Строительство и реконструкция рудных карьеров. - М.: Недра, 1970.

2. Ржевский В.В. Строительство карьеров. М., Углетехиздат, 1958.

3. Инструкция о порядке составления и утверждения проектов организации строительства и проектов производства работ. СН-47-67. М., Стройиздат.

4. Правила технической эксплуатации для предприятий, разрабатывающих месторождения открытым способом. М., Госгортехиздат, 1963.

5. Указания по составлению проектов организации строительства и проектов производства работ. Изд. ЦНИИОМТП. М., 1967.

6. Указания по строительному проектированию предприятий, зданий и сооружений угольной и горнорудной промышленности. СН 133-60. М., Стройиздат, 1961.

7. Мустафина А.М., Гурьевский Б.А. и др. Скоростное строительство и освоение глубоких карьеров. Алма-Ата, изд. Наука, 1977.

8. Справочник по изысканиям, проектированию и строительству карьеров. М.: Недра, 1964.

Размещено на Allbest.ru