Лабораторная работа. Вариант №14

Чертеж4.dwg

КОНСТРУКЦИЯ СИСТЕМЫ АВТОМОБИЛЬНЫХ СЪЕЗДОВ И НЕРЕБОЧЕГО БОРТА КАРЬЕРА 1:2000

ОГД .docx

Федеральное агентство по образованию
Уральский Государственный Горный Университет
Лабораторные работы по дисциплине
«Основы горного дела»
преподаватель: Стенин Ю.В.
Определение объема капитальной траншеи.
Определение объема размеров производительности и срока службы карьера запасов полезного ископаемого и коэффициента вскрыши.
Расчет заряда одиночной скважины
Расчет производительности бурового станка
Расчет производительности карьерных экскаваторов
Определение производительности карьерных автосамосвалов
Конструкция рабочего и не рабочего борта карьера
Расчет бульдозерного отвалообразования при автомобильном транспорте
ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОБЪЕМА КАПИТАЛЬНОЙ ТРАНШЕИ
Цель работы - изучить методику определения объема капитальной траншеи.
1.1. Ознакомиться с методикой определения объема капитальных траншей.
1.2. Выполнить расчет объема капитальной траншеи по исходным данным.
1.3. Исследовать зависимость объема капитальной траншеи от определяющих факторов.
1.4. Выполнить графическое изображение плана и элементов капитальной траншеи.
Глубина траншеи hт = 19м;
Ширина основания траншеи bт = 23м;
Уклон наклонной траншеи I = 004
Угол откоса борта карьера α = 38о
2. Порядок выполнения работы
2.1. По учебнику ознакомиться с конструкцией капитальных траншей и методикой определения их объема.
2.2. Ознакомиться с исходными данными. По данным заданного варианта выполнить расчет объема капитальной траншеи.
Объем простой капитальной траншеи можно представить как сумму объема полупризмы V и объемов двух пирамид.
где Vт - объем капитальной траншеи м3 ;
V1 - объем полупризмы м3 ;
V2 - объем пирамиды м.
Объем полупризмы (V1м ) определяется:
Где bт - ширина основания траншеи м;
hт - глубина траншеи м;
i - уклон капитальной траншеи ед.
Объем пирамиды (V2м ) определяется
где – угол откоса борта траншеи град.
После преобразования формулы (2.1) объем траншеи
Определение объема размеров производительности и срока службы карьера запасов полезного ископаемого и коэффициента вскрыши
Цель работы - овладеть навыками простейших расчетов объема и размеров карьера запасов полезного ископаемого и коэффициента вскрыши производительности и срока службы карьера.
1.1. Ознакомиться с методикой расчета объема и размеров карьера запасов полезного ископаемого и среднего коэффициента вскрыши.
1.2 Выполнить расчет объема и размеров карьера запасов полезного ископаемого и среднего коэффициента вскрыши по исходным данными
1.3 Исследовать зависимость объема карьера от его глубины.
длина залежи по простиранию L = 1900 м;
горизонтальная мощность залежи М = 150 м;
глубина карьера Hк = 250 м;
мощность наносов hн = 30 м;
объемная масса полезного ископаемого γпи = 28 тм3;
усредненный угол откоса нерабочих бортов карьера γср = 440
коэффициент извлечения н = 094
производительность карьера по полезному ископаемому Ппи = тгод
Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет объема и размеров карьера запасов полезного ископаемого и среднего коэффициента вскрыши.
При равнинном рельефе поверхности и наклонном или крутом падении залежи объем карьера может быть определен как сумма отдельных геометрических фигур
где Vк — объем карьера м ;
V1 - объем призмы с основанием S = LM м ;
S - площадь дна карьера м
L - длина залежи по простиранию м;
М - горизонтальная мощность залежи м.
где Hк - глубина карьера м;
V2 - суммарный объем призм треугольного сечения прилегающих с четырех сторон к объему с основанием V1 (V2 'и V2'' — вдоль длинных сторон карьера; V3 ''' и V3 ''''- вдоль коротких сторон у торцов карьера) м ;
где Р — периметр залежи ;
V3 - суммарный объем отдельных частей расчлененного конуса располагающихся в угловых участках карьера (V3' и V3'') м
где γср - усредненный угол откоса нерабочих бортов карьера град.
где γв - угол откоса висячего нерабочего борта карьера град;
γл - угол откоса лежачего нерабочего борта карьера град.
Суммарный объем карьера таким образом определяется по формуле:
Длина карьера по верху (Lк м)
Ширина карьера по верху (Bк м)
Объем полезного ископаемого в контурах карьера (Vпи м3)
где hн - мощность наносов м.
Промышленные запасы полезного ископаемого в контурах карьера (Qпи т)
где γпи - объемная масса полезного ископаемого тм3;
и - коэффициент извлечения учитывающий потери полезного ископаемого при разработке.
Объем породы в контурах карьера (Vп м )
Величина среднего коэффициента вскрыши (объем вынимаемой пустой
породы приходящийся на единицу добываемого полезного ископаемого) kсрм3т
Производительность карьера по вскрыше (Пв м3год) приблизительно устанавливается по среднему коэффициенту вскрыши
где Ппи - производительность карьера по полезному ископаемому тгод
kн- коэффициент неравномерности распределения вскрыши по годам
Производительность карьера по горной массе (Пгм м3год)
Суточная производительность карьера по полезному ископаемому(Ппитсут)
где Тг - число рабочих дней карьера в год (Тг = 350 дней).
Сменная производительность карьера по добыче и вскрыше (Ппи тсмену; Пв тсмену)
где nсм - число смен работы карьера в сутках (обычно 2-3 смены).
Суточная производительность карьера по вскрыше (Пв м3 сут)
Срок службы карьера (Гсл лет)
где – время на освоение и затухание мощности карьера по добыче (принимается 15 года);
Т3 - расчетный срок эксплуатации карьера лет.
РАСЧЕТ ЗАРЯДА ОДИНОЧНОЙ СКВАЖИНЫ
Цель работы — изучить параметры и освоить принципы расчета скважинных зарядов.
1.1.Изучить конструкции скважинных зарядов параметры скважин их расположение на уступе.
1.2.Выполнить расчеты величины заряда одиночной скважины.
диаметр долота d =214 мм;
крепость горных пород f = 80;
высота уступа Hу=10 м;
угол откоса α = 70 ;
тип ВВ – грамонит 5050
плотность заряда в скважине Δ= 1 кгдм3
удельный расход ВВ q = 075 кгм3
коэффициент учитывающий тип ВВ kвв= 101
2.1. По учебнику ознакомиться с параметрами скважин их расположением на уступе конструкцией зарядов.
2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет заряда одиночной скважины и параметров расположения скважин на уступе при однорядном расположении скважин.
Расчет выполняется в следующей последовательности:
2.2.1. По заданному диаметру шарошечного долота определяется диаметр взрывных скважин (dc мм)
где dc - диаметр долота мм;
kразб - коэффициент разбуривания принимаемый в зависимости от крепости пород
2.2.2. Определяется длина перебура (lпер м)
где dc - диаметр скважины м.
2.2.3. Определяется длина скважины (lпер м)
где Ну - высота уступа м.
2.2.4. Принимается тип ВВ и конструкция скважины- сплошной вертикальный заряд
2.2.5. Определяется длина забойки (lзаб м)
Где lс - длина скважины м.
2.2.6. Определяется длина заряда ВВ в скважине (lзар м)
2.2.7. Определяется удельная вместимость скважины (Р кгм)
где dс - диаметр скважины дм;
Δ - плотность заряда в скважине кгдм3
2.2.8. Исходя из заданных удельного расхода эталонного ВВ ( q’ кгм3 ) и коэффициента учитывающего тип ВВ (kВВ) вычисляется удельный расход принятого ВВ(qn кгм3)
2.2.9. Определяется величина преодолеваемой линии сопротивления по подошве (W м)
2.2.10. Выполняется проверка величины линии сопротивления по подошве по условию:
Где - угол откоса рабочего уступа град.
2.2.11. Выполняется проверка lпер по условию:
Если lпер > 0.3W то принимается lпер = 0.3W и производится перерасчет величин lc lзаб и lзар.
2.2.12. Определяется масса заряда в скважине (Q3 кг )
2.2.13. Определяется расстояние между скважинами в ряду (а м)
2.2.14. Выполняется проверка величины а по допустимому коэффициенту сближения скважин m
На практике коэффициент сближения скважин составляет m = 0.8 – 1.4
2.2.15. Определяется ширина развала (Вр м)
где кв – коэффициент характеризующий взрываемость породы (для средневзрываемых пород кв = 2.5 – 3.0);
к3 – коэффициент дальности отброса породы зависящий от принятого интервала замедления между отдельными скважинами.
Интервал замедления (t мс)
где к – коэффициент зависящий от взрываемости пород ( для средневзрываемых пород к = 3.0 – 4.0)
2.2.16. Определяется высота развала ( hp м )
где кр – коэффициент разрыхленных пород после взрыва (в развале).
При взрывании пород на дробление с однорядным расположением скважин развал имеет форму близкую к треугольной. При этом кр = 1.4 – 1.6.
2.2.17. Определяется выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины (qг.м м3м)
Цель работы: изучить методику определения производительности буровых станков типа СБШ.
1.1. Ознакомиться с технологией бурения взрывных скважин станками шарошечного бурения.
1.2. Выполнить расчет технической скорости бурения и производительности бурового станка.
1.3. Исследовать зависимость технической скорости бурения от показателя буримости горных пород.
Прочность породы при сжатии – МПа
Прочность породы при растяжение – МПа
Плотность горных пород – тм3
Продолжительность смены – ч
Затраты времени на вспомогательные операции в течение смены –
Затраты времени на подготовительно- заключительные операции и на ремонты в течение смены – ч
2.1. По учебнику ознакомиться с технологией условиями и областью применения шарочного бурения взрывных скважин на карьерах.
2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет объема технической скорости бурения и сменной производительности бурового станка типа СБШ.
Техническая скорость бурения скважин станками СБШ определяется по формуле:
Где - осевое усилие кН;
- частота вращения бурового става мин-1;
– показатель буримости пород;
- диаметр долота см.
Сменная производительность бурового станка рассчитывается по формуле:
Где - продолжительность смены ч;
– затраты времени на подготовительно-заключительные операции в течении смены ч;
– затраты времени на ремонты в течение смены ч;
– затраты времени на вспомогательные операции в течение смены ч;
– техническая скорость бурения мч.
2.2.1. По заданным величинам определяется показатель буримости горных пород
где – предел прочности породы на сжатие МПа;
предел прочности породы на растяжение МПа;
плотность горных пород тм3.
По показателю буримости () определяется определяется класс горных пород:
II класс – породы средней трудности бурения ()
2.2.2. В зависимости от показателя буримости () и заданного диаметра долота по графику зависимости оптимальной скорости вращения бурового става станков СБШ от и определяется частота вращения буримости става:
2.2.3. Оптимальное осевое усилие(Р0 кН) определяется по формуле:
где – диаметр долота см;
– коэффициент зависящий от показателя буримости ()
2.2.4. Рассчитывается техническая скорость бурения
2.2.5. по заданным величинам и полученному значению рассчитывается сменная производительность станка
2.2.6. определяется суточная производительность станка
где – кол-во рабочих смен станка в сутки ().
2.2.7. определяется годовая производительность станка
где – число рабочих дней в году для станков СБШ дней.
2.2.8. Рассчитывается парк буровых станков.
Списочный парк станков
где – годовой объём обуриваемой горной массы м3 (принимается по результатам лаб. раб №3);
– выход взорванной горной массы с 1 п.м скважины м3м(принимается по результатам лаб. раб. №4)
Рабочий парк буровых станков
где – коэффициент резерва буровых станков.
где – число рабочих дней карьера в году ().
РАСЧЕТ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ КАРЬЕРНЫХ ЭКСКАВАТОРОВ
Цель работы – ознакомиться с технико-экономическими показателями и освоить методику расчета производительности одноковшовых экскаваторов.
1.1. Ознакомиться с распределением времени производительностью и технико-экономическими показателями одноковшовых экскаваторов.
1.2. Выполнить расчет технической сменной и годовой производительности экскаватора типа ЭКГ в скальных породах.
1.3. Исследовать зависимость технической производительности экскаватора от угла поворота.
Модель экскаватора ЭКГ 20;
Категория пород (по ЕНВ)
Угол поворота экскаватора =90 град.;
Продолжительность смены Тсм=12 ч.;
Число рабочих дней в году nг=230 дней;
Коэффициент использования экскаватора в течении смены kи=064.
2.1. По учебнику ознакомиться с распределением времени принципами расчета производительности и технико-экономическими показателями работы одноковшовых экскаваторов.
2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет технической сменной и годовой производительности одноковшового экскаватора типа ЭКГ в скальных породах.
2.2.1. Техническая производительность экскаватора (Ат м3ч)
где Е=125м3 вместимость ковша экскаватора м3;
Тц – продолжительность цикла экскавации с;
Kэ – коэффициент экскавации пород.
где kн=095 коэффициент наполнения ковша;
kр=135 коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора.
Продолжительность цикла экскавации (Тц с)
где Тр=3 с длительность разгрузки ковша с;
Тч – длительность черпания с;
где dср – размер «среднего» куска в развале взорванной горной массы м;
где Тпов – длительность поворота экскаватора для разгрузки ковша с;
где – средний угол поворота экскаватора для разгрузки ковша град.;
2.2.2. Сменная производительность экскаватора (Асм м3смену)
где Тсм – продолжительность смены ч.;
kи - коэффициент использования экскаватора в течении смены.
2.2.3. Суточная производительность экскаватора (Ас м3смену)
где nсм=2 число рабочих смен в сутках;
2.2.4. Годовая производительность экскаватора (Аг м3год)
где nг=250 дней число рабочих дней в году;
2.2.5. Определяется списочный парк экскаваторов (Nэс шт.)
где Пг.м.=3240002143 м3год производительность карьера по горной массе м3год;
Рабочий парк экскаваторов (Nэр шт.)
где kрез – коэффициент резерва экскаваторов
где Тг=350 дней число рабочих дней в году;
2.2.6. Определяется ширина экскаваторной заходки при автомобильном транспорте (Аз м)
Где Rч.у.=148м радиус черпания экскаватора на уровне стояния м;
2.2.7. Определяется допустимая высота уступа (Ну м) для скальных пород
где максимальная высота черпания экскаватора м;
Определение производительности карьерных автосамосвалов
Цель работы – ознакомиться с методикой и освоить принципы расчета производительности карьерных автосамосвалов.
1.1. Ознакомиться с техническими характеристиками и областью применения карьерных автосамосвалов на перевозках горной массы.
1.2. Выполнить расчет сменной производительности карьерного автосамосвала.
1.3 Исследовать зависимость сменной производительности карьерного автосамосвала от заданных параметров трассы.
Категория пород (по ЕНВ) IV
Параметры трассы L = 28 км
Высоты породы горной массы Нп = 60 м
Исследовать зависимость
2 Порядок выполнения работы
2.1. По учебнику ознакомиться с техническими характеристиками и областью применения карьерных автосамосвалов на перевозках горной массы.
2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет сменной производительности автосамосвала.
2.2.1 По заданной модели экскаватора подбирается модель автосамосвала. Подбор осуществляется из условия обеспечения рационального соотношения () между вместимостью кузова автосамосвала и ковша экскаватора
где - геометрическая вместимость кузова автосамосвала м3;
= 20 м³ - вместимость ковша экскаватора м3.
2.2.2 . Производится расчет времени погрузки автосамосвала (tп мин) и веса груза (q т)
где =60с продолжительность цикла экскавации с;
- количество циклов экскавации при загрузке автосамосвала.
Для определения рассчитывается количество циклов экскавации для полной загрузки автосамосвала (nц):
- исходя из грузоподъемности автосамосвала:
где =110 т грузоподъемность автосамосвала т;
kр=15 коэфицент разрыхления пород в ковше экскаватора;
= 25 тм3 плотность пород в целике.
Исходя из вместимости кузова автосамосвала с «шапкой» м3.
где =91 м3 вместимость кузова автосамосвала с «шапкой».
При сравнении полученных значений nц выбирается меньшее (nц min).
Вес груза рассчитывается (q т)
Осуществляется проверка:
2.2.3. Производится расчет времени движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях (tд мин)
где L – расстояние транспортирования горной массы км;
ср.т=24 кмч средняя техническая скорость движения автосамосвала по трассе кмч.
2.2.4. Продолжительность транспортного цикла (Тац мин)
где tо=05tп продолжительность ожидания погрузки мин;
tп - продолжительность погрузки автосамосвала мин;
tд - продолжительность движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях мин;
tм.п. - продолжительность маневровой операции при установке на погрузку мин;
tм.р. - продолжительность маневровой операции при установке на разгрузку мин;
tр - продолжительность разгрузки.
2.2.5. Производится расчет сменной производительности автосамосвала (Qа тсмену)
где Тсм=8ч продолжительность смены мин;
q – вес груза в кузове автосамосвала мин;
kи=08 коэффициент использования сменного времени;
- продолжительность транспортного цикла автосамосвала мин;
2.2.6. Производится расчет рабочего и инвентарного парка автосамосвалов.
Рабочий парк автосамосвалов (Nа.р. ед.)
где Vсм. – сменный объем перевозок тсмену;
где kн=11 коэффициент неравномерности выдачи горной массы из карьера;
Инвентарный парк автосамосвалов (Nа.и.ед.)
где коэффициент технической готовности.
Суточный пробег автосамосвала (Lс км.)
где коэффициент учитывающий нулевой пробег от гаража до места работы и обратно.
КОНСТРУКЦИЯ РАБОЧЕГО И НЕРАБОЧЕГО
Цель работы – изучить конструкцию рабочего и нерабочего бортов карьера освоить методику расчета ширины рабочей площадки и угла откоса рабочих и нерабочих бортов.
1.1. Ознакомиться с конструкцией рабочего и нерабочего бортов карьера.
1.2 .Выполнить расчет углов откоса рабочих и нерабочих бортов.
1.3 .Исследовать зависимость величины угла откоса рабочего борта от определяющих факторов.
высота уступа Ну = 10 м;
количество рабочих уступов nр.у = 4 шт;
угол откоса рабочего уступа = 70 град;
угол устойчивого откоса уступа = 65 град;
ширина съезда bc = 15 м;
уклон наклонной траншеи i = 0.04
2.1. Ознакомиться с конструкцией рабочего и нерабочего бортов карьера и факторами определяющими величины углов их откосов.
2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет углов откоса рабочего и нерабочего бортов.
2.2.1. Определяется высота рабочего борта карьера (Нр.б м)
где Ну – высота уступа м;
nр.б – количество рабочих уступов.
2.2.2. Определяется ширина рабочей площадки при погрузке горной массы в автомобильный транспорт (Шр.п м)
Шр.п = Вр + С + Т + S + Z + Шв.б (7.2)
где Вр – ширина развала породы м (Вр = 195 м);
С – безопасный зазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой (2 – 3 м);
Т – ширина транспортной полосы (проезжей части временной автодороги при двухполосном движении ) м (Т = 195 м);
S - безопасное расстояние (1.5 – 2.0 м);
Z – ширина призмы обрушения м;
Z = Ну(ctg у – ctg ) (7.2)
Шв.б – ширина взрывного блока м (при однородном взрывании Шв.б = W W = 64);
- угол откоса рабочего уступа;
у – угол устойчивого откоса уступа.
2.2.3. Определяется горизонтальное проложение откоса рабочего борта (Ср.б м)
Ср.б = Нуctgnр.у + Шр.п(nр.у – 1) (7.3)
2.2.4. Определяется тангенс угла рабочего борта карьера ()
tg = Нр.б Ср.б (7.4)
2.2.5. Определяется величина рабочего борта : = arctg (tg )
2.2.6. Определяется высота нерабочего борта карьера (Нн.б м)
Нн.б = Ну nн.у (7.5)
где nн.у – количество нерабочих уступов (принимается nн.у = 3)
2.2.7. Определяется горизонтальное проложение откоса нерабочего борта (Сн.б м)
Сн.б = nн.у (Нуctg у + bc) + (nн.у – 1)bб (7.5)
где bс – ширина съезда м;
bб – ширина бермы безопасности м (bб = 8 – 10 м).
2.2.8. Определяется тангенс угла нерабочего борта карьера ()
tg = Нн.б Сн.б (7.6)
Затем сам угол откоса нерабочего борта карьера ()
Исследовать зависимость угла откоса рабочего борта карьера ( от высоты уступа (Ну м) и построить график = f(Ну).
РАСЧЕТ БУЛЬДОЗЕРНОГО ОТВАЛООБРАЗОВАНИЯ ПРИ АВТОМОБИЛЬНОМ ТРАНСПОРТЕ
Цель работы - ознакомиться с методикой и освоить принципы расчета
основных параметров бульдозерного отвалообразования при автомобильном
1.1. Изучить технологию бульдозерного отвалообразования при автомобильном транспорте.
1.2. Выполнить расчет основных параметров бульдозерного отвалообразования при автомобильном транспорте.
Объем пород подлежащих размещению в отвале за срок его существования
Годовая производительность карьера по вскрыше Пв = 145 м3год
Тип складируемых пород – скальные
Плотность пород в целике = 25 тм3
2.1. Определяется требуемая площадь отвала (So м2 )
где W - объем пород подлежащих размещению в отвале за срок его существования м3
- коэффициент разрыхления пород в отвале (115)
- количество ярусов (
- коэффициент использования площади отвала ( принимать: для одноярусных отвалов - 08+07; для трехъярусных и более - 05 )
Стремиться к S0 => min. Исходя из общей площади отвала определяются его размер в плане: ширина (В) длина (L) . При этом рекомендуется выдерживать соотношение В : L = 1 : 2 тогда:
2.2 Рассчитывается количество автосамосвалов разгружающихся на отвале в течение часа (N0 шт.)
- часовая производительность карьера по вскрыше м3
- коэффициент неравномерности работы карьера по вскрыше
- объем вскрыши в целике в кузове автосамосвала м3
где q - вес груза в кузове автосамосвала т (величина q принимается по результатам расчетов в лаб. работе № 7);
- плотность пород в целике м3т.
где - годовая производительность карьера по вскрыше
- число рабочих дней карьера в году (Тг = 350 дней);
- число рабочих смен в сутки (лсм=3);
- продолжительность смены ч
2.3. Определяется число одновременно разгружающихся автосамосвалов на отвале ( шт.)
где - продолжительность разгрузки и маневровых операций при установке на разгрузку мин
2.4.Определяется длина участка разгрузки (Lр м)
где - ширина полосы по рабочему фронту отвала занимаемой одним автосамосвалом при маневрировании для автосамосвалов грузоподъемностью: 30-55 т
2.5.Отвальный фронт состоит из трех участков: разгрузки планировки и резервный
По мере заполнения участка разгрузки и выравнивания участка планировки последний начинает выполнять функцию первого а участок разгрузки становится участком планировки. Если участок планировки не подготовлен то разгрузка производится на резервном участке. Таким образом все три участка должны иметь одинаковую длину и общая длина отвального фронта (L0 м) определится:
2.6.Определяется объем бульдозерных работ (Q6 м3смену)
где - сменная производительность карьера по вскрыше м3смену;
где - средний коэффициент «заваленности»
2.7. Выбирается модель бульдозера и определяется число бульдозеров в
Т-180 – модель бульдозера
сменная производительность бульдозера м3смену

Чертеж2.dwg

КОНСТРУКЦИЯ КАПИТАЛЬНОЙ ТРАНШЕИ 1:1000
КОНСТРУКЦИЯ СКВАЖИННОГО ЗАРЯДА И ВЗРЫВНОГО БЛОКА 1:200

Чертеж1.dwg

Чертеж5.dwg

Чертеж3.dwg

КОНСТРУКЦИЯ РАБОЧЕЙ ПЛОЩАДКИ И РАБОЧЕГО БОРТА КАРЬЕРА