• RU
  • icon На проверке: 16
Меню

Открытая разработка месторождений полезных ископаемых

  • Добавлен: 24.01.2023
  • Размер: 645 KB
  • Закачек: 0
Узнать, как скачать этот материал

Описание

Открытая разработка месторождений полезных ископаемых

Состав проекта

icon
icon Паспорт буровзрывных ВСКРЫША.dwg
icon План карьера.dwg
icon Паспорт буровзрывных ПОЛЕЗНОЕ ИСКОПАЕМОЕ.dwg
icon Перегрузка породы в думпкары.dwg
icon Рабочие параметры мехлопаты.dwg
icon Основные параметры карьера.dwg
icon Схема отвалообразования с использованием мехлопаты.dwg
icon Выемка горных пород.dwg
icon Курсовой проект по основам горного дела.doc
icon Поперечный разрез карьера.dwg

Дополнительная информация

Контент чертежей

icon Паспорт буровзрывных ВСКРЫША.dwg

Паспорт буровзрывных ВСКРЫША.dwg

icon План карьера.dwg

План карьера.dwg

icon Паспорт буровзрывных ПОЛЕЗНОЕ ИСКОПАЕМОЕ.dwg

Паспорт буровзрывных ПОЛЕЗНОЕ ИСКОПАЕМОЕ.dwg

icon Перегрузка породы в думпкары.dwg

Перегрузка породы в думпкары.dwg

icon Рабочие параметры мехлопаты.dwg

Рабочие параметры мехлопаты.dwg

icon Основные параметры карьера.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

icon Схема отвалообразования с использованием мехлопаты.dwg

Схема отвалообразования с использованием мехлопаты.dwg

icon Выемка горных пород.dwg

Выемка горных пород.dwg

icon 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.

icon Поперечный разрез карьера.dwg

Поперечный разрез карьера.dwg
up Наверх