Основы горного дела 2 - реферат

Федеральное агентство

по образованию

ГОУ ВПО

Уральский государственный

горный университет

Кафедра РМОС

Пояснительная записка к курсовому проекту

По дисциплине :

Основы горного дела

Студент: Маманова Асия

Преподаватель: Стенин Ю.В.

Екатеринбург

2009

СОДЕРЖАНИЕ

ВВЕДЕНИЕ ................................................................................................................................................ 3

1. ОСНОВНАЯ ЧАСТЬ........................................................................................................................... 4

1.1 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ КАРЬЕРА................................................................................ 4

1.2 ВЫБОР СХЕМЫ КОМПЛЕКСНОЙ МЕХАНИЗАЦИИ............................................................. 7

1.3 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ БУРОВЗРЫВНЫХ РАБОТ................................................... 8

1.4 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ И ПАРКА БУРОВЫХ СТАНКОВ................ 11

1.5 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫХ РАБОТ........................... 13

1.6 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ ГОРНОЙ МАССЫ............... 15

1.7 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТРОВ ОТВАЛЬНЫХ РАБОТ........................................................ 19

1.8 РАСЧЕТ РАСХОДА ЭЛЕКТРОЭНЕРГИИ, ДИЗЕЛЬНОГО ТОПЛИВА ГОРНЫМ И ТРАНСПОРТНЫМ ОБОРУДОВАНИЕМ......................................................................................... 22

1.9 РАСЧЕТ ЭЛЕМЕНТОВ КАРЬЕРА.............................................................................................. 23

1.10 ПОКАЗАТЕЛИ ПРОЕКТА………………………………………………………………………24

Введение

Цель курсового проекта состоит в вычислении технологических параметров и процессов открытых горных работ. Приводится подробная последовательность вы­полнения расчетов по определению параметров карьера, выбора схемы комплексной механизации основных производственных процессов, расчету параметров буро­взрывных работ, определению производительности, парка буровых станков, пара­метров выемочно-погрузочных работ, транспортной системы и отвальных работ.

Проектируемый карьер имеет горно-геологическую характеристику: мощ­ность наносов (h_H = 30 м); мощность рудного тела (М = 195 м); угол падения (β=46°); длина рудного тела (L= 1600м); глубина карьера (Н_к = 300); производительность карь­ера по полезному ископаемому (П_пи =6,1 млн. т/год); крепость пород по Протодьяконову (F = 10); показатель буримости (ПБ = 10); коэффициент разрыхления (КР=1,35); высота уступов (НУ = 12); количество рабочих уступов (N=2); плотность П.И. (РП = 2,1 т/куб.м); плот­ность вскрыши (РВ = 1,8 т/куб.м); угол погашения бортов (α = 37°).

В графической части курсового проекта располагается схематичный ситуаци­онный план, содержащий информацию о рельефе поверхности (горизонтали), на­правления действия господствующих ветров (роза ветров). Также располагается разрез рабочей площадки, «элементы карьера», бульдозерное отвалообразование.

Определение параметров карьера

1.Определение объема карьера

При равнинном рельефе поверхности и наклонном или крутом падении залежи объем, карьера может быть определен как сумма отдельных геометрических фигур

где V _к – объем карьера, м³ ;

V ₁ – объем призмы с основанием , м³ ;

S – площадь дна карьера, м² ;

L – длина залежи по простиранию, м;

M – горизонтальная мощность залежи, м.

где Н _к – глубина карьера, м;

м³

V ₂ – суммарный объем призм треугольного сечения, прилегающих с четырех сторон к объему с основанием V ₁ м³ ;

где Р – периметр залежи (дна карьера), Р = 2(L + М ) м;

м³

V ₃ – суммарный объем отдельных частей расчлененного конуса, располагающихся в угловых участках карьера , м³ ,

где γ_ср – усредненный угол откоса нерабочих бортов карьера, град.

Суммарный объем карьера, таким образом, определяется по формуле:

2.Определение длины карьерного поля (L _к , м)

3.Определение ширины карьера поверху (В _к , м)

4.Определения объема полезного ископаемого в контурах карьера

(V _п.и , м³ )

где h _н – мощность наносов, м.

S – площадь дна карьера, м

5.Определение промышленных запасов полезного ископаемого

в контурах карьера (Q _п.и , т)

где γ_п.и – объемная масса полезного ископаемого, т/м³ ;

η_и – коэффициент извлечения, учитывающий потери полезного ископаемого при разработке.

м

6.Определение объема породы в контурах карьера (V _п , м³ )

V _п = V _к – V _п.и = 325026246,52 - 84240000= 240786246,5 м³ (1.1.10)

7.Определение величины среднего коэффициента вскрыши k _ср , м³ /т

k _ср = V _п / Q _п.и = 240786246,52/159213600 = 1,51 м³ /т (1.1.11)

8.Определение производительности карьера по вскрыше (П _в , м³ /год)

П _в = П _п.и k _ср k _н ,

где П _п.и – производительность карьера по полезному ископаемому, т/год k _н – коэффициент неравномерности распределения вскрыши по годам

(k _н = 1,1¸1,3).

П _в = 6100000*1,51*1,2 = 11053200 м³ /год

9.Определение производительности карьера по горной

массе (П _г.м , м³ /год)

10.Определение суточной производительности карьера по полезному ископаемому ( , т/сут)

где Т _г – число рабочих дней карьера в год (Т _г = 350 дней).

11.Определение суточной производительности карьера

по вскрыше ( , м³ /сут)

12.Определение сменной производительности карьера

по добыче и вскрыше

( т/смену; м³ /смену)

где n _см – число смен работы карьера в сутках (обычно 2 - 3 смены).

13.Определения срока службы карьера (Т _сл , лет)

где Т _ос + Т _з – время на освоение и затухание мощности карьера по добыче (принимается 1,5 года);

Т _э – расчетный срок эксплуатации карьера, лет.

.

Рис. Схема к расчету объема карьера

Выбор схемы комплексной механизации

Модели машин в структурах механизации комплектуются на принципах ком­плексности и взаимной оптимальности.

Выбор структуры комплексной механизации процессов начинается с выбора базовой машины - экскаватора на основе рекомендаций норм технологического проектирования по рациональной годовой производительности экскаваторов, годо­вой производительности карьера по полезному ископаемому и вскрыше и количест­ву рабочих горизонтов.

По ориентировочно выбранной модели экскаватора выбирается модель буро­вого станка, модель автосамосвала. Буровой станок и модель автосамосвала выби­раются также с учетом рекомендаций норм технологического проектирования. С учетом принципов комплексности и взаимной оптимальности впоследствии, после определения производительности оборудования, модели бурового станка и автоса­мосвала могут быть скорректированы, также и отвальная машина - бульдозер.

Выбираем:

одноковшовый экскаватор ЭКГ-8И

автосамосвал БелАЗ – 7549

буровой станок СБШ – 250

бульдозер Т-180

Определение параметров буровзрывных работ

Параметры буровзрывных работ рассчитываются для выбранной модели бу­рового станка. Порядок расчета параметров скважин: по размеру долота устанавли­вается диаметр взрывных скважин; общая длинна скважин; длинна забойки, длинна заряда для выбранного типа ВВ на основе рекомендаций о рациональных условиях использования различных типов ВВ.

1.Определяется диаметр взрывной скважины

,

где d _д – диаметр долота, мм;

k _разб – коэффициент разбуривания, принимаемый в зависимости от крепости пород ( 10 )

2.Определяется длина перебура (l _пер , м)

l _пер = 11d _с ,

где d _с – диаметр скважины, м.

l _пер = 11*0,259 = 2,85 м

3.Определяется длина скважины ( l _с , м)

l _с = Н _у + l _пер

где Н _у – высота уступа, м.

l _с = 12+2,85 = 14,85 м

4.Определяется длина забойки ( l _заб , м)

l _заб = 0,27l _с ,

где l _с – длина скважины, м.

l _заб = 0,27*14,85 = 4,01 м

5.Определяется длина заряда ВВ в скважине ( l _зар , м)

l _зар = l _с – l _заб

l _зар = 14,85-4,01 = 10,84 м

6 .Определяется тип ВВ

Выбираем Граммонит 79/21

∆ - плотность заряда в скважине ∆= 0,8 кг/дм³

Квв – коэффициент, учитывающий тип ВВ, Квв = 1

7.Определяется удельная вместимость скважины (Р , кг/м)

где d _с – диаметр скважины, дм;

D – плотность заряда в скважине, кг/дм³

8.Определяется паспортный расход ВВ ( q _п , кг/м³ )

.

- эталонный удельный расход ВВ, = 0.3

9.Определяется величина преодолеваемой линии сопротивления по подошве ( W , м)

10.Выполняется проверка величины линии сопротивления по подошве по условию:

где a – угол откоса рабочего уступа, град.

8,26 ≥ 6,4 (условие выполнено)

11.Выполняется проверка l _пер по условию:

l _пер £ 0,3W

l _пер £ 0,3*8,26 = 2,48

2,85 ≤ 2,48 (условие не выполнено)

l _пер = 2,48 м

l _с =12 + 2,48 = 14,48 м

l _заб = 0,27*14,48 = 3,91м

l _зар = 14,48 – 3,91 =10,57 м

12.Определяется масса заряда в скважине ( Q ₃ , кг)

Q ₃ = р l _зар .

Q ₃ = 42,13*10.57 = 445,31кг

13.Определяется расстояние между скважинами в ряду ( a , м )

14.Выполняется проверка величины а по допустимому коэффициенту сближения скважин m

m = а /W

m = 8,99/8,26 = 1.09

На практике коэффициент сближения скважин составляет: m = 0,8 ¸1,4.

15.Определяется ширина развала (В _р , м)

,

где k _в – коэффициент, характеризующий взрываемость породы (для средневзрываемых пород k _в = 2,5 ¸ 3,0);

k _з – коэффициент дальности отброса породы, зависящий от принятого

интервала замедления между отдельными скважинами

Интервал замедления (t, мс)

t = k · W ,

t = 3*8,26 ≈24,78 мс

где k – коэффициент, зависящий от взрываемости пород (для средневзрываемых пород k = 3,0 ¸4,0).

16.Определяется высота развала ( h _р , м)

где k _р – коэффициент разрыхления пород после взрыва (в развале).

При взрывании пород на дробление с однорядным расположением скважин развал имеет форму, близкую к треугольной. При этом k _р = 1,4 ¸ 1,6.

17.Определяется выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины ( q _г.м , м³ /м)

.

Определение производительности и парка буровых станков

1.Техническая скорость бурения ( v _б , м/ч) скважин определяется по формуле:

,

где Р _о – осевое усилие, кН;

n _в – частота вращения бурового става, мин^-1 ;

П _б – показатель буримости пород;

d _д – диаметр долота (коронки), см.

2.Определение показателя буримости горных пород (П _б ):

где s_сж – предел прочности породы на сжатие, МПа;

s_сд – предел прочности породы на сдвиг, МПа;

g – плотность горных пород, т/м³ .

По показателю буримости (П _б ) определяется класс горных пород:

I класс – легкобуримые (П _б = 1¸5);

II класс – породы средней трудности бурения (П _б = 5,1¸10);

III класс – труднобуримые породы (П _б = 10,1¸15,0);

IV класс – весьма труднобуримые породы (П _б = 15,1¸20,0);

V класс – исключительно труднобуримые породы (П _б = 20,1¸25,0).

Пб = 10 => 2 класс горных пород.

3.В зависимости от показателей буримости пород (П _б ) и заданного диаметра долота ( d _д ) по графику определяется частота вращения бурового става ( n _в ).

Nв = 180 мин^-1

4.Рассчитывается осевое усилие (Р _о , кН) по выражению

где d _д – диаметр долота, см;

k – коэффициент, зависящий от показателя буримости, k =0.70

кН

5.Сменная производительность бурового станка ( , м/смену) рассчитывается по формуле:

где Т _см – продолжительность смены, ч;

Т _п.з – затраты времени на подготовительно-заключительные операции в течение смены, ч;

Т _р – затраты времени на ремонты в течение смены, ч;

Т _в – затраты времени на вспомогательные операции в течение смены, ч;

v _б – техническая скорость бурения, м/ч.

6.Определяется суточная производительность бурового станка ( , м/смену)

,

где n _{c м} – количество рабочих смен станка в сутки (n _{c м} = 2 ¸ 3).

7.Определяется годовая производительность станка ( , м/год)

,

где n _р.д.с – число рабочих дней станка в году (с учетом вычета времени: ремонтов, перемещений с участка на участок, остановок в работе по климатическим условиям и др.). для станков СБШ n _р.д.с = 230 ¸ 280 дней.

8.Рассчитывается парк буровых станков.

Списочный парк станков (N _б.с , шт.)

где V _г.м – годовой объем обуриваемой горной массы, м³

q _г.м – выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины, м³ /м

Рабочий парк буровых станков (N _бр , шт.)

,

где k _рез – коэффициент резерва буровых станков.

,

где Т _г – число рабочих дней карьера в году (Т _г = 350 дней).

Определение выемочно-погрузочных работ

Для выбранной модели экскаватора определяется производительность годо­вая, сменная, суточная, часовая. С учетом параметров экскаваторного забоя и схемы установки автосамосвала вычисляются элементы цикла работы экскаватора: дли­тельность черпания, поворота, разгрузки и разворота к забою. Оценивается эксплуа­тационная производительность экскаватора, сменная, суточная и годовая. По годо­вому объему горной массы и годовой производительности экскаватора определяют­ся рабочий и списочный парк.

1.Техническая производительность экскаватора (А _т , м³ /ч)

м³ /ч

где Е – вместимость ковша экскаватора, м³ ;

Т _ц – продолжительность цикла экскавации, с;

k _э – коэффициент экскавации пород,

где k _н – коэффициент наполнения ковша;

k _р – коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора.

2.Продолжительность цикла экскавации (Т _ц , с)

с

где Т _ч – длительность черпания, с;

,

где d _ср – размер «среднего» куска в развале взорванной горной массы, м;

м

где Т _пов – длительность поворота экскаватора для разгрузки ковша, с;

где b – средний угол поворота экскаватора для разгрузки ковша, град;

Т _р – длительность разгрузки ковша, с;

(при Е = 1 ¸ 3 м³ , Т _р = 1,5 ¸ 2,5 с;

при Е = 3 ¸ 8 м³ , Т _р = 2,5 ¸ 2,7 с;

при Е = 12 ¸ 20 м³ , Т _р = 2,9 ¸ 3,5 с).

3.Сменная производительность экскаватора (А _см , м³ /смену)

А _см = А _т Т _см k _и

где Т _см – продолжительность смены, ч;

k _и – коэффициент использования экскаватора в течение смены

А _см = 452,73*8*0,74 = 2680,16 м³ /смену

Суточная производительность экскаватора (А _с , м³ /сут)

А _с = А _см n _см = 2680,16*3 = 8040,48 м³ /сут

где n _см – число рабочих смен в сутках (n_см = 2-3)

4.Годовая производительность экскаватора (А _г , м³ /год)

А _г = А _с n _г ,

где n _г – число рабочих дней в году (прил. 10).

А _г = 8040,48*240 = 1929715,2 м³ /год

5.Определяется парк экскаваторов. Списочный парк экскаваторов

( N _эс , шт.)

где П _г.м – производительность карьера по горной массе, м³ /год

Рабочий парк экскаваторов (N _эр , шт.)

где k _рез – коэффициент резерва экскаваторов

где Т _г – число рабочих дней карьера в году (Т _г = 350 дней).

6.2.2.6. Определяется ширина экскаваторной заходки (А _з , м):

При автотранспорте А _з = (1,5¸1,7)R _ч.у ;

где R _ч.у – радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м

А _з = 1,2*10,3 = 12,36 м

6.2.2.7. Определяется допустимая высота уступа (Н _у , м) для скальных пород

,

где - максимальная высота черпания экскаватора, м

.

Определение параметров транспортирования горной массы

Карьерный транспорт предназначен для перемещения горной массы от забоев до тупиков разгрузки. От четкой работы карьерного транспорта зависит эффективность разработки месторождения. Трудоёмкость транспортирования весьма высока, затраты на транспортирование и связаны с ними вспомогательные работы составляют 45 - 50%, от общих затрат.

Автомобильный транспорт применяют главным образом на карьерах малой и средней производственной мощностью с грузопотоком до 15 млн. в год.

Конструкция автосамосвалов должна максимально учитывать особенности работы в карьерах стеснённых условиях, короткие расстояния и затяжные подъёмы и спуски. Наилучшее использование по времени экскаваторов и самосвалов обеспечивается только при определённых соотношениях объёма экскаваторного ковша и объёма кузова машины.

Экскаваторы используются лучше при их совместной работе с большегрузными автосамосвалами, когда число операций по обмену машин наименьшее.

Рациональное отношение объёма кузова машины к объёму ковша экскаватора изменяется в зависимости от типа экскаватора, грузоподъёмности машин и длины откатки в диапазоне 4-10.

Достоинства автотранспорта: гибкость, маневренность и взаимо- независимость работ автосамосвалов, что упрощает схемы движения, допустимый радиусом до 15 м, подъём и уклон до 80%, меньше сроки и затраты на строительство карьера.

Недостаток автотранспорта: высокая стоимость большегрузных машин, а также больше эксплутационные расходы, жесткая зависимость от климатических условий и состояния автодорог.

Техническая характеристика автосамосвала БелАЗ-7549

1.Определение производительности автосамосвала ( Q _a , т/смену)

где Т _см – продолжительность смены, мин; Т _см = 8 ч

q – вес груза в кузове автосамосвала, т;

k _и – коэффициент использования сменного времени;

– продолжительность транспортного цикла автосамосвала, мин;

N _p – количество рейсов автосамосвала в течение смены.

Продолжительность транспортного цикла ( , мин)

= t _о + t _п + t _д + t _м.п + t _м.р + t _р

где t _о – продолжительность ожидания погрузки, мин (t _о » 0,5t _п =2,04);

t _п – продолжительность погрузки автосамосвала, мин;

t _д – продолжительность движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях, мин;

t _м.п – продолжительность маневровых операций при установке

на погрузку, мин; t _м.п = 0,64

t _м.р – продолжительность маневровых операций при установке

на разгрузку, мин; t _м.р = 0,69

t _р – продолжительность разгрузки, мин. t _р = 1,00

Расчеты выполняются в следующей последовательности:

где – продолжительность цикла экскавации, с (см. лаб. работу № 6);

– количество циклов экскавации при загрузке автосамосвала.

Расчет количества циклов экскаватора по грузоподъемности:

где q _a – грузоподъемность автосамосвала, т; q _a = 80 т

k _р – коэффициент разрыхления породы в ковше экскаватора; k _р = 1.35

g – плотность пород в целике, т/м³ . g = 2,1 т/м³

k _н = 0.95

исходя из вместимости кузова автосамосвала с «шапкой»:

где – вместимость кузова автосамосвала с «шапкой», м³ .

Затем сравниваются значения n _ц , вычисленные по формулам (7.5) и (7.6), выбирается меньшее ( ) и округляется до целого числа в большую сторону ( ).

Вес груза рассчитывается (q , т)

т

Осуществляется проверка

q £ 1,1q _a ,

где q _a – грузоподъемность автосамосвала, т.

q £ 1,1*80 = 88, следовательно q = 70,93 т.

2.Производится расчет времени движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях ( t _д , мин)

где L – расстояние транспортирования горной массы, км; L = 4 км

v _ср.т – средняя техническая скорость движения автосамосвала по трассе, км/ч;

v _ср.т определяется в зависимости от заданного расстояния транспортирования (L , км) и высоты подъема горной массы (Н _п , м) v _ср.т = 19.2

с.

3.Производится расчет . При этом t _м.п , t _м.р и t _р принимаются для выбранной модели автосамосвала.

4.Производится расчет сменной производительности автосамосвала при k _и = 0,8; Т _см = 8 ч.

5.Производится расчет рабочего и инвентарного парка автосамосвалов.

Рабочий парк автосамосвалов (N _а.р , ед.)

где V _см – сменный объем перевозок, т/смену.

где k _н – коэффициент неравномерности выдачи горной массы из карьера (k _н = 0.95);

– сменная производительность карьера по полезному ископаемому, т/смену;

– сменная производительность карьера по вскрыше в целике, м³ /смену;

g – плотность вскрыши в целике, т/м³ .

Инвентарный парк автосамосвалов N _а.и :

где k _т.г – коэффициент технической готовности, определяемый в зависимости от суточного пробега автосамосвала.

Суточный пробег автосамосвала (L _c , км)

где k _о – коэффициент, учитывающий нулевой пробег от гаража до места работы и обратно (k _о = 1,05).

Определение параметров отвальных работ

Основное распространение бульдозерного отвалообразования совместно с автомобильным транспортом получило на уральских карьерных руд цветных металлов и на карьерах по добыче руд не цветных металлов.

Организация отвального хозяйства при автотранспорте значительно проще, чем при рельсовом, так как не требует укладки рельсового пути и тяжёлых локомотивов. При применении автосамосвалов устройство отвалов несложное, их конструкция в зависимости от рельефа местности и территории отводимой, под их размещение может меняться. При периферийном отвалообразовании, автосамосвалы разгружаются по периферии отвального фронта в непосредственной близости от верхней бровки отвального откоса или под откос. Часть или вся порода в этом случае бульдозерами сталкивается под откос.В практике в большинстве случаев применяют более экономичное периферийное отвалообразование, при котором меньше объём планировачных

работ.

Технологический процесс периферийного бульдозерного отвалообразования при автомобильном транспорте состоит из трёх операции: разгрузка автосамосвалов; планирование отвальной бровки; ремонт и устройства автодорог.

Успешная работа бульдозерных отвалов в значительной мере зависит от состояния автомобильных дорог. Последние по своему назначению делятся на подъездные и и отвальные.

Минимальные радиусы кривых для автосамосвалов устанавливаются от типа машин. Достоинства: большая маневренность оборудования, меньше размеры отвала.

Порядок выполнения расчетов

1.Определяется требуемая площадь отвала ( S _o , м² )

где W – объем пород, подлежащих размещению в отвале за срок его существования, м³ W =150 млн. м³ .

– коэффициент разрыхления пород в отвале = 1,06

h _я – высота яруса, м h _я = 30

n _я – количество ярусов; n _я = 3

h_о – коэффициент использования площади отвала h_о = 0,5

2.Рассчитывается количество автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение часа ( N _o , шт.)

где – часовая производительность карьера по вскрыше, м³ ;

k _н – коэффициент неравномерности работы карьера по вскрыше (k _н = 1,1 ¸ 1,2);

Q _п – объем вскрыши в целике в кузове автосамосвала, м³ .

Q _п = q /g=70,93/2,1=33,77 м³

где q – вес груза в кузове автосамосвала, т

g – плотность пород в целике, м^з /т. g = 2 м^з /т

где П _в – годовая производительность карьера по вскрыше, м³ /год;

Т _г – число рабочих дней карьера в году (Т _г = 350 дней);

n _см – число рабочих смен в сутки (n _см = 3);

Т _см – продолжительность смены, ч (Т _см = 8).

3.Определяется число одновременно разгружающихся автосамосвалов на отвале ( N _а.о , шт.)

где – продолжительность разгрузки и маневровых операций при установке на разгрузку, мин

4.Определяется длина участка разгрузки ( L _p , м)

L _p = N _а.о l _п ,

где l _п – ширина полосы по рабочему фронту отвала, занимаемой одним автосамосвалом при маневрировании, для автосамосвалов грузоподъемностью:

30 - 55 т l _п = 30¸40 м, 80 - 130 т l _п = 50¸60 м, 180 - 240 т l _п = 60¸70 м.

L _p = N _а.о l _п =1*60=60 м.

5.Число разгрузочных участков, находящихся в одновременной работе N _yp шт, определяется по формуле:

где длина фронта одного участка, (60-80 м)

6.Определение число участков, находящихся в планировке

7.Определение числа резервных участков

8. Определение общего числа участков

9.Определение обшей длины отвального фронта

10.Определяется объем бульдозерных работ ( Q _б , м³ /смену)

где – сменная производительность карьера по вскрыше, м³ /смену;

10.Выбирается модель бульдозера и определяется число бульдозеров в работе ( N _б , ед.):

N _б = Q _б /П _б ,

где П _б – сменная производительность бульдозера, м³ /смену

N _б = Q _б /П _б =3262/1300=2.5=3

Рассчитывается инвентарный парк бульдозеров (N _б.и , ед.)

N _б.и = 1.4 N _б =1.4*3=4.2=4

Расчет расхода электроэнергии, дизельного топлива горным и транспортным оборудованием

1.Рассчитывается общий годовой расход электроэнергии по карьеру по формуле:

Э = П_г.м (W_э ^б +W_э ^э + W_э ^в + р (W_т ^а L +W_т ^о + W_т ^в )) ,

Э = 13957961,9*(0,25+0,6+0,8+12,08(0,14*4,0+0,01+0,003)) =119645416,1 кВт

Где Э - годовой расход энергии , кВт

П_г.м – производительность карьера по горной массе , т/год

W_э ^б , W_э ^э , W_э ^в – удельный расход электроэнергии , соответственно: на бурение, экскавацию и вспомогательные процессы, кВт ч/т

W_т ^а – удельный расход дизтоплива на технологических автоперевозках , кг/т км;

L – среднее расстояние транспортирования горной массы, км;

W_т ^о ,W_т ^в – удельный расход дизтоплива ,соответственно , на бульдозерное отвалообразование и вспомогательные процессы, кг/т;

Р- энергия, выделяемая при сгорании 1кг дизтоплива,

кВт ч/кг= 12,08

2. Общий годовой расход электроэнергии по карьеру ( Э_э , кВт ч)

рассчитывается по формуле:

Э_э = П_г.м (W_э ^б + W_э ^э + W_э ^в )

Э_э = 13957961,9 *(0,25+0,6+0,08) =12980904,57кВтч

3. Общий годовой расход дизельного топлива по карьеру(Э_г ,т)

Э_г = П_г.м (W_т ^а L +W_т ^о + W_т ^в )*10^-3

4.Э_г = 13957961,9 *(0,14*4,0+0,01+0,003)*10^-3 =7997912,169*10^-3 =7997,9т.

Расчет элементов карьера

1.Определяется высота рабочего борта карьера (Н _р.б , м)

Н _р.б = Н _у n _р.у ,

Н _р.б =12*2=24 м,

где Н _у – высота уступа, м;

n _р.у – количество рабочих уступов.

2. Определяется ширина рабочей площадки при погрузке горной массы в автомобильный транспорт (Ш _р.п , м)

Ш _р.п = В _р + С + Т + S + Z + Ш _в.б ,

Ш _р.п =22,91+2+14,5+1+2,56+7,97=50,94 м

где В _р – ширина развала породы, 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;

S – безопасное расстояние (1,0¸2,0 м);

Z – ширина призмы обрушения, м;

Z = Н _у (ctg a_y – ctg a);

Z = 10 (ctg 60 – ctg 70)=2,56

Ш _в.б – ширина взрывного блока, м (при однорядном взрывании, Ш _в.б = W , принимается по результатам расчетов;

a – угол откоса рабочего уступа;

a_у – угол устойчивого откоса уступа.

3. Определяется горизонтальное проложение откоса рабочего борта (С _р.б , м)

С _р.б = Н _у ctg a n _{p . y} + Ш _р.п (n _{p . y} – 1).

С _р.б = 12* ctg 70*2 + 50,94(2 – 1)=61,96 м,

4. Определяется тангенс угла рабочего борта карьера ( j )

tg j = Н _р.б / С _р.б .

tg j = 24 /61,96=0,3873

5. Определяется величина угла рабочего борта j :

φ = arctg (tg φ)

φ = 21,17

6. Определяется высота нерабочего борта карьера (Н _н.б , м)

Н _н.б = Н _у n _н.у ,

Н _н.б = 12*3=36 м,

где n _н.у – количество нерабочих уступов (принимается n _н.у = 3).

7. Определяется горизонтальное проложение откоса нерабочего борта (С _н.б ,м)

С _н.б = n _н.у (Н _у ctg a_y + b _c ) + (n _н.у – 1) b _б ,

С _н.б =2 (12* ctg 60+15) + (2 – 1)10=71,93 м,

где b _c – ширина съезда, м;

b _б – ширина бермы безопасности, м (b _б = 8÷10 м).

8. Определяется тангенс угла нерабочего борта карьера ( g )

tg g = Н _н.б /С _н.б . ,

tg g = 36/71,93=0,5

Затем сам угол откоса нерабочего борта карьера

(g): g = arctg(tg g),(g): g =26,6.

П оказатели проекта

В разделе приводится таблица основных технико-экономических показателей, полученных в результате расчетов и сведенных в следующие группы.

Параметры горных работ:

Промышленные запасы в контурах карьера; Q_пи =159213600 т

Объем вскрыши в контурах карьера; V_п =240786246,52 м³

Средний коэффициент вскрыши; К_ср =1,55 м³ /т

Производительность карьера по ПИ.; A=6,1 т/год

Производительность карьера по вскрыше; П_в =11053200м³ /год

Производительность карьера по горной массе; П_гм =13957961,9 м³ /год

Срок службы карьера; Т_сл =27,6лет

Принятое основное оборудование и парк:

Буровые станки: СБШ-250=5шт

Экскаваторы; ЭКГ-8И=7шт

Автосамосвалы; БелАЗ -7549=23шт

Бульдозеры на отвале; Т-180=4шт

Основные показатели БВР:

Диаметр скважины; 259 мм

Производительность станка; 58,78 м/смену

176,34м/сутки

44085 м/год

Тип ВВ; Граммонит 79/21

Удельный расход ВВ; 0,8 кг/м³

Ширина развала; 22,91 м

Ширина буровой заходки; 8,26

Расстояние между скважинами; 8,99 м

Основные показатели экскавации:

Ширина экскаваторной заходки; 12,36м

Производительность экскаватора; 2680,16м³ /см

1929715,2м³ /год

Основные показатели транспорта:

Производительность автосамосвала; 814,26т/см;

Средневзвешенное расстояние транспортирования; 4 км.

Основные показатели отвальных работ:

Отвальная площадь; S_o =3500000м²

Высота яруса отвала; h_я =30 м

Число ярусов; n=2

Ширина отвала; B=2645,75 м

Длина отвала; L=1322,87 м