Открытая разработка месторождений полезных ископаемых

Паспорт буровзрывных ВСКРЫША.dwg

План карьера.dwg

Паспорт буровзрывных ПОЛЕЗНОЕ ИСКОПАЕМОЕ.dwg

Перегрузка породы в думпкары.dwg

Рабочие параметры мехлопаты.dwg

Основные параметры карьера.dwg

Основные схемы курсового проекта
Поперечный разрез и план карьера
Перегрузка породы в думпкары
Паспорта буровзрывных работ для вскрыши и полезного ископаемого
Отвалообразование с использованием мехлопаты
Выемка горной породы
Рабочие параметры мехлопаты

Схема отвалообразования с использованием мехлопаты.dwg

Выемка горных пород.dwg

Курсовой проект по основам горного дела.doc

Федеральное агентство по образованию
Государственное образовательное учреждение
высшего профессионального образования
Московский государственный открытый университет
Кафедра техники и технологии горного производства
ПО ДИСЦИПЛИНЕ: «ОСНОВЫ ГОРНОГО ДЕЛА»
НА ТЕМУ: «ОТКРЫТАЯ РАЗРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ»
Задание на курсовой проект .3
Физико – технические свойства 5
Расчет параметров карьера 6
I.Поперечный разрез карьера .9
Определения срока службы карьера ..11
Определение показателей трудности осуществления основных производственных процессов ..12
Подготовка горных пород к выемке ..14
I.Паспорт буровзрывных работ для вскрыши 22
II.Паспорт буровзрывных работ для полезного ископаемого 23
Расчет параметров выемочно - погрузочных работ 24
I.Выемка горных пород 26
II.Рабочие параметры мехлопаты .27
III.Перегрузка породы в думпкары 28
Расчет параметров перемещения груза в карьере .29
Отвалообразование вскрышных пород ..34
I.Схема отвалообразования с использованием мехлопаты 37
Сводная таблица показателей курсового проекта 38
Список используемой температуры 40
Задание на курсовой проект.
В курсовом проекте «Разработка месторождения полезного ископаемого открытым способом» рекомендуется изложить решение 7-8-и задач относящихся к основным технологическим процессам горного производства:
Рассчитать параметры карьера;
Определить коэффициент вскрыши;
Рассчитать показатели:
oр - трудности разрушения пород вскрыши и полезного ископаемого;
oб - трудности бурения;
oвзрываемости пород вскрыши и полезного ископаемого (эталонный удельный расход ВВ гм3);
Выполнить расчет буровзрывных работ:
oвыбор бурового станка определение качества буровых станков;
oрасчет параметров взрывных скважин;
oрасчет проектного удельного расхода ВВ;
oрасчет массы заряда в скважине
oсхема размещения зарядов на взрываемом блоке;
oпаспорт буровзрывных работ в масштабе (на листе А-4);
Выполнить расчет экскавационных работ:
oвыбор экскаватора техническая характеристика выбранного экскаватора;
oрасчет производительности экскаватора;
oопределение потребного парка экскаваторов;
oпараметры забоя экскаватора;
oпаспорт забоя экскаватора в масштабе;
Перемещение горной массы в карьере и за его пределы:
oрасчет полезной массы поезда;
oрасчет пропускной и привозной способности дороги рабочий и инвентарный парк подвижного состава;
Отвалообразование расчеты параметров;
Сводная таблица применяемого основного и вспомогательного горного оборудования.
Наименование показателей
Угол падения залежи полезного ископаемого
Мощность толщи полезного ископаемого
Размер залежи полезного ископаемого по простиранию
Граничный коэффициент вскрыши
автомобильный – перегрузка – ж.д. транспорт
Расстояние перевозки груза:
Физико-технические свойства
Коэффициент крепости
Средний размер отдельности
Коэффициент трещиноватости
Угол откоса борта карьера:
Руководящий подъем в траншеи iр = 30
Расстояние до верхнего горизонта добычи от поверхности h = 25.
Расчет параметров карьера.
1.Определяем горизонтальную мощность залежи
где m – истинная мощность
α – угол падения залежи градус.
2.Определение периметра дна карьера
где Рд – периметр дна карьера м;
Lд – длинна залежи по простиранию м;
Вд – ширина дна карьера изменяется в зависимости от применяемой техники (Вд =30 – 40).
Рд=(2600+40)*2=5280 м.
3.Определяем площадь дна карьера
Sд=2600*40=104000 м2.
4.Определяем глубину карьера по формуле профессора Боголюбова Б.П.:
Нк=кизв*mг*кгр(ctgв+ctgл) м
кизв=(095 – 098) – коэффициент извлечения полезного ископаемого при открытом способе разработки;
кгр – граничный коэффициент вскрыши м3м3;
в – угол откоса борта карьера в конечном положении по висячему боку;
л – угол откоса борта карьера в конечном положении по лежачему боку;
Если породы висячего и лежачего боков имеют равновеликие свойства и отрабатываются под одним углом откоса борта в конечном положении л=в=ср тогда
Нк=05* кизв* mг* кгр*tgср
Нк=0.97*93*5(2*ctg41)=196 м.
5.Угло откоса борта карьера:
При ориентировачных расчетах можно пользоваться данными Гипроруды [стр. 18 П.И. Томаков И.Н. Наумов; изд II е]:
Коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Портодьяконова
Угол откоса борта (градусы) при глубине карьера м
В высшей степени крепкие и очень крепкие
Крепкие и довольно крепкие
Довольно мягкие и мягкие
6.Определяем объем полезного ископаемого максимально извлекаемого из карьера в конечных контурах:
Vп.и.=[mг*Нк - ((mг – Вд)2*tgв4)]*Lд м3
mг – горизонтальная мощность залежи м3;
Нк – глубина карьера в конечном положении м;
Вд – ширина дна карьера в конечном положении м;
в – угол откоса борта карьера в конечном положении градус;
Lд – длинна залежи по простиранию м.
Vп.и.=[93*196-(93-40) 2*tg414]*2600=45805613 м3.
7.Определяем объем горной массы в контурах карьера (м3):
Vг.м.=Sд*Нк + *Рд*Нк2*ctgк + 13** Нк3*ctg2к
Sд – площадь подошвы карьера в конечном положении м2;
Нк – конечная глубина карьера м;
Рд – периметр дна карьера м;
к – угол откоса борта карьера в конечном положении градус;
Vг.м.=104000*196+5280*1962*ctg412+*1963*ctg2413=141089902 м3.
Vв=141089902-45805613=95284289 м3.
9.Коэфициент вскрыши (средний промышленный):
кср= (Vг.м. - Vп.и.) Vп.и.= Vв Vп.и м3 м3
кср=9528428945805613=2.1 м3 м3.
10.Размеры карьера на дневной поверхности:
Sп.к= Sд + Р* Нк*ctgв + * Нк2*ctgк м2;
Sп.к=104000+5280*196*ctg41+*1962*ctg41=1433328 м2.
Lд.к.= Lк + 2* Нк* ctgк м;
Lд.к.=2600+2*196*ctg41=3051 м.
Вш.д.= Вд + 2* Нк* ctgк м.
Вш.д.=40+2*196*ctg41=491 м.
Определение срока службы карьера
В исходных данных установлен грузопоток по добыче полезного ископаемого Wп.и. м3смен. (за смену).
По нормам технологического проектирования для рудных карьеров режим работы принимается круглогодовой при непрерывной семидневной неделе – число рабочих дней в году для средней полосы – 300.
Число рабочих смен в сутки – три по 8 часов каждая.
Тогда годовой объем добычи(Аг м3год):
Аг= Wп.и*N*n м3год или тгод
N=300 – количество рабочих дней в году
n=3 – число смен в сутке
Wп.и – сменный грузопоток по добыче (м3 или т)
Аг=1100*300*3=990000 м3год.
Срок службы карьера:
Vп.и – запасы полезного ископаемого в контурах карьера м3 или т.
Р=45805613990000=46.5 лет
С учетом разработки и затухания карьера
Определяем показатели трудности осуществления основных производственных процессов:
1.Показатель трудности разрушения породы (р):
р=005*[кт*(сж + сдв + раст) + γ*g]
кт – коэффициент трещеноватости;
сж – предел прочности горной породы при одноосном сжатии;
сдв – предел прочности при сдвиге;
раст – предел прочности при растяжении;
g=981 мсек2 – ускорение свободного падения;
γ – плотность породы.
Если γ=Ндм3 то формула приобретает вид:
р=005*[кт*(сж + сдв + раст) + γ].
1.1.Для вскрышных пород:
р=0.05*(0.9*(120+20+8)+26)=7.96
1.2.Для пород полезного ископаемого:
р=0.05*(0.75*(90+11+7)+30)=5.55
2.Показатель трудности бурения породы:
б=007*( сж + сдв+ γ*g)
γ – плотность породы тм3 если γ= Ндм3 то
б=007*( сж + сдв+ γ).
2.1.Для вскрышных пород:
б=0.07*(120+20+26)=11.62
2.2.Для пород полезного ископаемого:
б=0.07*(90+11+30)=9.17
3.Взрываемость горных пород:
Определяем удельный эталонный расход ВВ [qэ гм3]
qэ=0.2[(сж + сдв + раст) + γ*g] гм3
qэ=0.2[(сж + сдв + раст) + γ].
3.1.Для вскрышных пород:
qэ=0.2*((120+20+8)+26)=34.8
3.2.Для пород полезного ископаемого
qэ=0.2*((90+11+7)+30)=27.6
Подготовка горных пород к выемке:
Если на проектируемом участке вскрыши или добычи горные породы подготавливаются к выемке с помощью буровзрывных работ а в выемке учавствуют экскаваторы (ЭКГ) прямые мехлопаты с ковшом производится расчет буровзрывных работ. Проведение буровзрывной подготовки определяется показателем трудности разрушения (р) показателем буримости (б) взрываемостью (qэ) и крепостью породы по Портодьяконову.
Если вскрышные породы (наносы с вмещающие породы) имеют f≤4 расчет взрывных пород не производится разрушение горных пород выполняет ЭКГ.
1.Расчет параметров буровзрывных работ:
1.1.Определяем проектный удельный расход ВВ (проектируем взрыв):
qn= qэ* кперв* кд* км* ксз* кобъем взр* ксп гм3
кперв(иногда обозначают квв) – переводный коэффициент от эталонного ВВ (аммонит И6ЖВ);
Коэффициенты перевода ВВ на аммонит №6 по работоспособности:
Зерногранулит 5050 В
Аммонал водоустойчивый
Зерногранулит 3070 В
кд – коэффициент учитывающий требуемую степень дробления (кд=05dср);
dср – средний размер куска м;
кт – коэффициент учитывающий потери энергии взрыва (учитывающий трещеноватость кт = 12*
ксз – коэффициент учитывающий степень сосредоточенности заряда ВВ зависит от диаметра скважины:
dcк=100 мм - ксз=09 - 1
dcк=200 мм - ксз=1 - 105
dcк=250 мм - ксз=12 - 125
dcк=300 мм - ксз=125 - 130
кобъем взр (к) – коэффициент учитывающий объем взрываемой породы:
Ну – высота уступа (10 – 18 м) если Ну>18 м то к=(15 Ну)13
ксп – коэффициент учитывающий количество свободных поверхностей взрываемого массив:
открытая поверхностьксп=10
– е открытые поверхностиксп =8
– и открытые поверхностиксп =6
– е открытые поверхностиксп =4
– ть открытых поверхностейксп =2
– ть открытых поверхностейксп =1
1.1.1.Для вскрышных пород:
qn=34.8*1*1.5*1.4*1.23*1*8=720 гм3.
1.1.2.Для пород полезного ископаемого:
qn=27.6*1*1.5*1.34*1.23*1*8=550 гм3.
1.2.Линия сопротивления по подошве:
W=( к1*Р(m*qn))12 или W=((056*Р2 + 4*q*P*Hу*Lc)12 – 0.75*Р)(2*m*qn*Hу)
к1 - коэффициент учитывающий трудность взрывания;
Ну – высота уступа м;
Lc – длинна скважины;
m – коэффициент сближения скважин:
Для ориентировочных расчетов:
m = 1.1 – 1.4 – для легко взрываемых пород;
m = 1.0 – 1.1 – для средне взрываемых пород;
m = 0.75 – 1.0 – для трудно взрываемых пород;
Р = 7.85* dc2*Δ кгм – вместимость по ВВ 1 м скважины
dc– диаметр скважины дм;
Δ – плотность заряжания коэффициент учитывающий
при ручном заряжании – 0.9;
при механизированном – 1;
при водонаполненных ВВ – 1.4 – 1.6;
qn – проектный расход ВВ кгм3.
В практике W=(40 - 45)dc W=(35 – 40)dc W=(25 – 35)dc соответственно для легко- средне- и трудно взрываемых пород.
Проверим на безопасность бурения при расчете ЛСПП (W по любой формуле должна удовлетворять условию безопасного бурения скважин):
1.2.1.Для вскрышных пород:
W=((0.56*502+4*0.72*50*15*18)12-0.75*50)(2*1*0.72*15)=8 м.
1.2.2.Для пород полезного ископаемого:
W=((0.56*502+4*0.55*50*15*18)12-0.75*50)(2*1*0.55*15)=9 м.
Wmin= Ну*ctgα + 3 м Wлпп≥ Wmin
α – угол откоса уступа;
Ну – высота уступа м.
– высота min от верхней бровки уступа м по ПТБ.
1.2.2.1.Для вскрышных пород:
Wmin=15*ctg75+3=7 м.
1.2.2.2.Для пород полезного ископаемого:
Wmin=15*ctg80+3=5.64 м.
1.3.Параметры расположения скважинных зарядов:
а – расстояние между скважинами в ряду;
m – эмпирический коэффициент зависящий от класса взрываемости горных пород:
I кл II кл (qэ≤20 гм3) – m=1.1 – 1.4
II кл II кл (qэ≤30 гм3) – m=1.0 – 1.1
IV клV кл (qэ≤50 гм3) – m=0.75 – 0.85
1.3.1.Для вскрышных пород:
1.3.2.Для пород полезного ископаемого:
1.4.Параметры расположения скважинных зарядов:
Скважины в рядах расположении в шахматном порядке:
Скважины в рядах расположены в квадрат:
b – расстояние между рядами;
а – расстояние между скважинами;
1.4.1.Для вскрышных пород:
1.4.2.Для пород полезного ископаемого:
1.5.Определяем параметры взрывных скважин:
- при показателях: взрываемости II – III классы трудности бурения – I класс dc=97*Е + 112 мм;
- при показателях: взрываемости III – IV классы трудности бурения – II - III класс dc=13*Е + 116 мм;
- при показателях: взрываемости IV – V классы трудности бурения – III - IV класс dc=17*Е + 112 мм;
Е – емкость ковша экскаватора м3 принятого к выемке горных пород в проекте (В.В. Ржевский «Технология и комплексная организация ОГР» М. Недра 1975 г. стр. 152).
1.5.1.Для вскрышных пород:
1.5.2.Для пород полезного ископаемого:
Глубина скважины Lc м:
– угол наклона скважины к горизонту градус;
Hу – высота уступа м;
ln – глубина перебура скважины из условий проработки подошвы уступа:
При взрываемости пород II класса - ln≤10*dc
При взрываемости пород III – IV классов - ln≤15*dc
1.5.3.Для вскрышных пород:
Lc=(15+12.5*0.22)=18 м.
1.5.4.Для пород полезного ископаемого:
В зависимости от класса взрываемости горных пород:
1.5.5.Для вскрышных пород:
1.5.6.Для пород полезного ископаемого:
1.5.7.Для вскрышных пород:
1.5.8.Для пород полезного ископаемго:
Масса заряда в скважине:
Qзр – расчетный заряд ВВ в скважине;
dc – диаметр скважины дм;
Δ – коэффициент учитывающий плотность заряжания.
В практике масса заряда Qзр=qn*W*Hу*a.
Для второго заряда Qзр= qn*b*Hу*a.
1.5.9.Для вскрышных пород:
1.5.10.Для пород полезного ископаемого:
1.6.Определяем схему коммутации зарядов:
Приняв расчетно объем взрыва для производительной работы экскаватора устанавливаем рядность расположения скважин (1 или 2 3 и и.д.) и положение скважин в рядах – «квадрат» или «шахматное».
Принимаем вид взрывания – мгновенное или короткозамедленное или другое. При замедленном взрывании определяем интервал замедления:
k – коэффициент зависящий от взрываемости.
1.6.1.Для вскрышных пород:
1.6.2.Для пород полезного ископаемого:
2.Параметры развала:
- при однорядном мгновенном взрывании:
kв – коэффициент характеризующий взрываемость пород
kв=2.5*(II – III) кл
k – коэффициент учитывающий угол наклона скважины
- при многорядном короткозамедленном взрывании:
Вм kз* Во + (n-1)*b м
kз – коэффициент дальности отброса взрыва.
2.1.1.Для вскрышных пород:
Вм1.15*38+2*6.4=56.5 м.
2.1.2.Для пород полезного ископаемого:
Вм1.15*30+2*9.45=53.4 м.
2.2.Высота развала(n=2 – 3 ряда)
2.2.1.Для вскрышных пород:
2.2.2.Для пород полезного ископаемого:
3.Выбор типа бурового станка:
3.1. Диаметр скважины () определен по () расчетно по коэффициенту крепости; показатель трудности бурения взрываемость горных пород с достаточной степенью точности определяют тип бурового станка.
Выбранный станок – 2СБШ-200Н
3.2.Технические характеристики бурового станка:
Диаметр скважины214 мм
Глубина скважины24 м
Максимальное осевое усилие на долото173 кН
Частота вращения бурового става30 – 300 мин -1
Расход сжатого воздуха25 м3мин
3.3.Определяем техническую скорость бурения:
Vб=2.5*10 -2*Р0*nв(Пб*dg2)=25*P0*nв(100*Пб*dg2)
Р0 – осевое давление кН;
nв – осевое вращение бурового става обсек;
dg – диаметр долота м.
При известном диаметре скважины принимаем стандартное долото чуть меньше или больше.
Для контроля Vб используем таблицу 2.5 учебника Тамакова П.И. Наумова И.К.
3.3.1.Для вскрышных пород:
Vб=0.025*160*4(12*0.214)=6 мч.
3.3.2.Для пород полезного ископаемого:
Vб=0.025*160*4(10*0.214)=7 м.
3.4.Определяем производительность бурового станка:
Сменная производительность:
Пб.см=Тсм*kи.б.(Т0+Тв) мсм
Тсм – время смены час;
Т0 – время основных операций приходящихся на 1 м скважины: Т0=1
Тв – время вспомогательных операций приходящихся на 1 м скважины: Тв=2 – 6 мин.
kи.б.=(Тсм-(Тп.з.+Тр.п.+Тв.п.))Тсм - коэффициент использования сменного времени
Тп.з.+Тр.п.=(05 – 1) час
Тп.з. – время подготовки заключительных операций
Тр.п. – регламентируемый простой
Тв.п. – внеплановые простои (1 – 1.5) час
Годовая производительность буровых станков
nсм – число смен в сутки;
N – число рабочих дней в году.
Рабочий парк буровых станков
Nб.р.=Vг.м(Пб.г.*qг.м.)
Vг.м – годовой объем горной массы м3;
Пб.г. – годовая производительность бурового станка мгод;
qг.м. – выход горной массы с одного метра скважины
qг.м.=(W + b*(nр-1))*hу*a(nр*Lс) м;
W – линия сопротивления по подошве м;
b – расстояние между рядами м;
nр – число рядов скважин;
a – расстояние между скважинами в рядах м;
hу – высота уступа м;
Lс – глубина скважины м.
Инвентарный парк буровых станков
Nб.и.= (1.2 – 1.3)* Nб.р..
3.4.1Для вскрышных пород:
Пб.см=8(0.167+0.067)=34 мсм.
Пб.г=34*3*300=30600 мгод.
Nб.р.=2610000(30600*37)=3 станка.
Nб.и.=1.25*3= 4 станка.
3.4.2.Для пород полезного ископаемого:
Пб.см=8(0.143+0.067)=38 мсм.
Пб.г= 38*3*300=34200 мгод.
Nб.р.=990000(34200*73)=1 станок.
Nб.и.=1.25*1=2 станка.
Расчет параметров выемочно-погрузочных работ.
Выбранный экскаватор – ЭКГ-8И
Техническая характеристика выбранного
Емкость ковша экскаватора Е 8 м3
Радиус черпания на уровне стояния Rry 11.9 м
Максимальная высота черпания Нr max 12.5 м
Паспортная продолжительность цикла Тц 28 сек
Масса экскаватора Р 370 т.
2.Определяем параметры забоя:
Ну=(1.25 – 1.5)* Нr max
Вз.э=(1.3 – 1.5)* Rry
Вз.э=1.4*11.9=16.6 м.
3.Расчет производительности экскаватора:
3.1.Паспортная производительность:
Пэ.т.=60*Е*nk Тц м3час
Е – емкость ковша м3
nk – число ковшей разгружающихся в минуту.
Пэ.т.=60*8*2.143=1030 м3ч.
3.2.Техническая производительность экскаватора:
Пэ.тех=3600*Е*kэ*kз Тц.р. м3час
Тц.р. - расчетная продолжительность цикла экскаватора сек;
kэ=(055 – 0.95) – коэффициент экскавации;
kз=(0.85 – 0.9) – коэффициент забоя;
Тц.р.=37.5 сек (выбирается по таблице);
Пэ.тех=3600*8*0.95*0.8737.5=635 м3ч.
3.3.Сменная производительность экскаватора:
Пэ.см.= Пэ.тех.*Тсм*kи.э. м3смен
kи.э.=(0.5 – 0.8)– коэффициент использования экскаватора по времени в зависимости от используемого транспорта.
Пэ.см.=635*8*0.7=3560 м3см.
3.4.Годовая производительность экскаватора:
Пэ.г.= Пэ.см.*nсм.*Nдн..
Пэ.г.=3560*285*3=3043800 м3год.
4.Определение парка экскаваторов:
4.1.Количество единиц рабочего парка экскаватора:
Vг.м. – объем горной массы эскавируемой в течении года м3;
4.1.1.Для вскрышных пород:
Nр.э.=24795003043800=1 экскаватор.
4.1.2.Для пород полезного ископаемого:
Nр.э.=9405003043800=1 экскаватор.
4.2.Количество единиц инвентарного парка экскаваторов:
Nэ.инв.=1.25* Nр.э..
Nэ.инв.=1.25*2=3 экскаватора.
Два экскаватора на перегрузку и один на отвалы 3+2+1=6 экскаваторов.
Расчет параметров перемещения груза в карьере:
Исходные данные определяют сменные грузопотоки по вскрыше и на добычу. Количество смен принято в разделе срок службы карьера имеем возможность определить суточный грузооборот а следовательно и годовой. Расстояние перевозки грузов определено исходными данными. Согласно полученного грузооборота расстояния перевозки обосновываем вид карьерного транспорта или его комбинацию.
1.Железнодорожный транспорт:
1.1Выбор модели думпкаров:
Выбранный думпкар – 2ВС-105
Техническая характеристика:
Грузоподъемность т 105
Вместимость кузова м3 48
Нагрузка на рельс от оси Кн 250
Длинна по осям автосцепок мм 14900
Коэффициент тары 0.45
Число разгрузочных цилиндров 6.
1.2.Выбор локомотива:
Выбранный локомотив – EL-1
Мощность (при часовом режиме) кВт 2020
Тяговое усилие (при часовом режиме) кН 242
Скорость движения кмч 30
Нагрузка на ось кН 250
Минимальный радиус кривой м 50
Высота с опущенным пантографом мм 4660
2.Расчет полезной массы поезда:
2.1.Число вагонов в поезде:
nв=((1000*Рсц*ксц(0+10*iр))-Qл)(qт+qгр)
Рсц* - сцепной вес локомотива Кн;
ксц=(02 – 03) – коэффициент сцепления колес с рельсами;
Qл – масса локомотива т;
=(20 - 30) Нм – основное сопротивление движению поезда%
qт – вес тары (масса вагона) т;
qгр – грузоподъемность вагона т.
nв=(1000*1500*0.25(25+10*30)-1.5)(48+105)=8 вагонов.
2.2.Полезная масса поезда:
3.Расчет провозной и пропускной способности пути:
3.1.Пропускная способность перегона определяется числом поездов которые могут быть пропущены по этому перегону в единицу времени:
- для одного перегона
Nв=60*Т(tгр + tпар + 2*tс)
T=22 часа – интервал времени за который определяется пропускная способность;
tпар – время движения поезда по перегону с грузом и без груза мин;
tс – время связи между раздельными пунктами мин;
Nв=60*2250=27 поездов
3.2.Провозная способность перегона:
М=Nв*nв*qгрkрезерв т
qгр – грузоподъемность вагона;
kрезерв=(1.2 – 1.25) – коэффициент резерва пропускной способности.
М=27*8*1051.225=18514 т.
4.Расчет подвижного состава железнодорожного транспорта:
4.1.Число рейсов всех локомотивов в сутки:
Nр.1=Wс*kрезерв(nв*qгр)
kрезерв=(1.2 – 1.3) – коэффициент резерва рейсов;
nв – число вагонов в поезде;
qгр – грузоподъемность вагона т;
Wс – суточный грузооборот карьера т;
Wп.и. – сменный грузооборот по добыче полезного ископаемого т;
Wв – сменный грузооборот по вскрыше т;
n – число смен в сутках(3 смены по 8 часов).
Nр.1=12000*1.225(8*105)=18 рейсов.
4.2.Возможное число рейсов одного локомотива в сутки:
Т=22 часа – продолжительность работы локомотива за сутки;
tр – продолжительность рейса локомотива час:
tр= tп+ tдв+ tразг+ tд.п+ tожд
tп – время погрузки состава час:
nв*qгр – полезная масса поезда;
Qэ.тех – техническая производительность экскаватора м3час;
tдв – время движения по временным путям час:
Lв – длинна забойная (временных путей) и отвального тупика в сумме;
Vв=15 кмч – скорость движения по временным путям;
tразг – время разгрузки час:
– 3 мин на вагон летом;
Lст – длинна постоянных (стационарных) путей км;
Vст=(35 – 40) кмч - скорость локомотива на стационарном перегоне;
Tожд=5 – 10 мин. на рейс.
4.3.Число рабочих локомотивосоставов:
Nс=Wс*kрез*tр(nв*qгр*T)
Nс=12000*1.225*10(8*105*22)=8 локомотивов.
4.4.Число вагонов в парке (рабочих):
Инвентарный парк локомотива на 20 – 30% больше рабочего:
Nв.ин=1.25*8=10 локомотивов.
Nс.ин=1.25*64=80 вагонов.
5.Расчет парка подвижного состава автотранспорта:
5.1.Выбираем тип автомобиля для этого по выбранному типу экскаватора в разделе «6» табл.4.9.(Тамаков П.И. Наумов И.К. Технология организация и механизация ОГР изд.II. Раздел 4 стр. 152) находим рациональное отношение вместимости кузова автосамосвала и вместимости ковша экскаватора для рассматриваемых условий. По табл.4.5 (Тамаков П.И. Наумов И.К. Технология организация и механизация ОГР изд.II. Раздел 4 стр. 125) по емкости кузова выбираем БелАЗ.
VаEэ=X (Х) в табл.4.5 строка 4; Vа= Eэ*Х.
Техническая характеристика БелАЗа
(выбранного по емкости кузова – БелАЗ - 549)
Грузоподъемность т75
Масса (без груза) т66
Вместимость кузова м337.8
Минимальный радиус поворота м11.0
Ширина автосамосвала м5.36
Длинна автосамосвала м10.3.
5.2.Определяем продолжительность движения автосамосвала от пункта загрузки до пункта разгрузки и обратно (рейс):
tп – время погрузки самосвала мин:
qа – грузоподъемность самосвала т;
E – емкость ковша экскаватора м3;
kр=(1.12 – 1.15) – коэффициент разрыхления горной породы (в кузове самосвала);
kн=(0.85 – 1) – коэффициент наполнения ковша экскаватора;
tц – фактическое время цикла работы экскаватора сек. табл.3.6.(Тамаков П.И. Наумов И.К. Технология организация и механизация ОГР ГЛАВА 3);
tдв – движение автосамосвала мин:
Lрт – определяется заданием;
Vср – средняя скорость движения автосамосвала;
tразг – время разгрузки сек:
для самосвалов qа ≤40т - tразг – 60 сек;
для самосвалов qа ≥70т - tразг – 90 сек.
tм=10 – 60 сек – время маневра при разгрузке и перед погрузкой.
Tр=8+5.4+1.5+0.5= 15 мин
5.3.Количество рейсов автосамосвалов в смену:
ПР=60*815=23 рейсов.
5.4.Определяем число автосамосвалов которое может эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором:
Пэсм – сменная производительность экскаватора;
Qасм – сменная производительность автомобиля;
Nра=158=2 автосамосвалов.
5.5.Определяем число рабочих автосамосвалов обслуживающих все рабочие экскаваторы:
nэ – число экскаваторов работающих с автотранспортом в смену;
Nр.а – количество автосамосвалов обслуживающих один экскаватор.
Nв.р=2*2=4 автосамосвала.
5.6.Определяем инвентарный парк автосамосвалов:
Nинв=1.25*4=6 автосамосвалов.
Отвалообразвание вскрышных пород.
1. Используя исходные данные к заданию на курсовой проект определяем вид транспорта который перемещает вскрышные породы к месту складирования. Согласно табл. 5.1. (Тамаков П.И. Наумов И.К. Технология организация и механизация ОГР изд. изд. III глава 5 раздел 5.1.) выбираем средство механизации для складирования пород к конкретному виду карьерного транспорта.
2 Определяем объем породы который необходимо разместить на отвале и его параметры:
Vо – объем отвала м3;
Vв – объем вскрыши за весь срок эксплуатации карьера (в целике) м3;
Vо=kн.о*(Sо*hо-P*Hо2*ctgαо +13**hо3*ctg2αо)(kр.о)
kн.о=(0.8 – 0.9) – коэффициент неравномерности отсыпки отвала;
kр.о=(1.1 – 1.2) – остаточный коэффициент рыхления пород в отвале;
Sо – площадь отвала м2;
hо – высота отвального уступа м;
P – периметр основания уступа м;
αо – результирующий угол откоса отвала градус.
Vо=0.851.15*(3266889*50-6770*502*ctg30+*503*ctg230)=99355531 м3.
3 Площадь для размещения вскрышных пород – Sо м2:
При одноярусном отвале:
Vв – объем вскрыши в период работы в целике м3;
kр=(1.15 – 1.4) – коэффициент разрыхления пород в отвале;
h’о – высота первого яруса отвала (20 – 30 м).
При двухъярусном отвале:
S’’о=V*k( h’о+1* h’’о)
h’’о – высота второго яруса (30 – 40 м);
=(0.4 – 0.8) – коэффициент заполнения площади вторым ярусом.
При проектировании отвального поля высота отвала задается любой согласно физико – технических свойств складирования породы. Длинна отвального поля по нормам проектирования Гипроруды при экскаваторном отвалообразовании принимается:
ЭКГ – 4.6; ЭКГ – 5 скальный грунт Lо=(500 – 1500) м;
ЭКГ – 8И скальный грунт Lо=(500 – 2000) м;
ЭКГ – 12.5 скальный грунт Lо=(500 – 2000) м;
По данным Гипроруды LоBо=12 где Lо – длинна отвала. Если Lо известна то Bо=2*Lо тогда периметр отвального поля :
6 Отвальные работы при применении одноковшовых экскаваторов:
По нормам Гипроруды наиболее продуктивными из мехлопат считается экскаватор ЭКГ – 8И.
) Определяем число составов подаваемых на отвальный тупик в сутки:
T – время работы локомотива в сутки (22 часа);
kи.р.=0.8 – 0.95 – коэффициент неравномерности работы транспорта;
tо – время обмена состава ч:
tр – время разгрузки ч:
Nс=22*0.90.31=64 состава.
) Определяем шаг переукладки тупика:
kп=(0.85 – 0.9) – коэффициент учитывающий использование линейных параметров экскаватора;
Rрmax – максимальный радиус разгрузки экскаватора.
Aо=0.87*(16.3+18.2)=30 м.
) Приемная способность отвального тупика между двумя переукладками:
hо – высота отвала м;
Lот – длинна отвала м;
Aо – шаг переукладки тупика м;
kр.о.=1.2 – коэффициент разрыхления пород в отвалах.
V=50*30*11251.2=1406250.
) Продолжительность (сут.) работы отвального тупика между двумя переукладками пути:
Vо.т. – приемная способность отвального тупика между двумя переукладками;
Vс – суточная приемная способность (по объему в целике) отвального тупика м3;
Nс – число локомотивов которые могут разгружаться в сутки;
nв*qгр – вес поезда т;
γц – плотность породы тм3;
Tр.т.=140625019946=70 суток.
) Число отвальных тупиков в работе:
Vв.с. – суточный объем суши в карьере;
Vс суточная приемная способность тупика.
Nт.о.р.=870019946=1 тупик.
) Число тупиков с резервом:
Nт.о.=Nт.о.р.*(1+tп.т.tрт)
tп.т. – время переукладки тупика (в сутках);
tрт – время работы тупика (в сутках);
величина (1+tп.т.tрт) колеблется от 1.05 до 1.26;
tп.т.= от 8 до 30 суток зависит от средств механизации путевых работ и материального обеспечения.
Сводня таблица показателей курсового проекта:
Объем полезного ископаемого
Средний коэффициент вскрыши
Периметр дна карьера
Площадь карьера на дневной поверхности
Шаг переукладки тупика
Число тупиков с резервом
Количество экскаваторов:
Количество буровых станков
Показатели транспорта:
число автосамосвалов
Показатели трудности осуществления
основных производственных процессов:
показатель трудности разрушения породы:
показатель трудности бурения породы
взрываемость горной породы
Используемая литература:
Томаков П.И. Наумов И.К. «Технология механизация и организация открытых горных работ». М. Недра изд. 1968г.
Томаков П.И. Наумов И.К. «Технология механизация и организация открытых горных работ». М. Издательство МГИ изд. 1992г.
Ржевский В.В. «Открытые горные работ» часть I М. Недра изд. 1968г.
Ржевский В.В. «Технология и комплексная механизация открытых горных работ.» М. Недра 1975г.
справочник «Открытые горные работы». М. Горное бюро 1994г. под редакцией Трубецкого К.Н. Потапов М.Г. и др.

Поперечный разрез карьера.dwg