Расчет карьера

Размещено на http://www.allbest.ru/

1. Расчёт параметров карьера

1.1 Определение горизонтальной мощности залежи

m _г== м.

где: m - мощность залежи полезного ископаемого, м.

- угол падения залежи, градус (по заданию)

1.2 Определение периметра дна карьера

Р_д = (L_д + B_д ) 2= (1850+40) 2 =3780 м.

где: L_д - длина залежи по простиранию, м (по заданию)

B_д - ширина дна карьера в зависимости от применяемой техники, м (В_д=

1.3 Определение площади дна карьера

S_д = L_д B_д =1850 м².

1.4 Определение глубины карьера

Н_к =

где: К_гр- граничный коэффициент вскрыши, м³/м³ (по заданию)

m_г - горизонтальная мощность залежи, м.

B_д - ширина дна карьера в зависимости от применяемой техники, м (В_д=

_к - угол откоса борта карьера, град. Определяется по таблице Гипроруды:

f коэффициент крепости породы	к угол откоса борта карьера, град
15 - 20	53
8 - 14	45 53
3 - 7	39 45
1 - 2	26 39
0,6 - 0,8	20 28

1.5 Определение объёма горной массы в контурах карьера

V_гм = (S_д Н_к) + ( 0,5 Р_д Н²_к ctg м³

где: S_д - площадь дна карьера, м²

Н_к - глубина карьера, м

Р_д - периметр дна карьера, м

_к - угол откоса борта карьера, град.

1.6 Определение объема полезного ископаемого, извлекаемого из карьера в конечных контурах

V_п.и.={ ( m_г ? Н_к ) - [ L_д.={ ( 70 ? 197 ) - [ 1850= 25, м.³

m_г - горизонтальная мощность залежи, м

Н_к - глубина карьера, м

В_д - ширина дна карьера, м

- угол откоса карьера, град

L_д - длина залежи по простиранию м (по заданию)

1.7 Объем вскрыши

V_в = V_г.м. - V_п.и =, м³

1.8 Средний коэффициент вскрыши

Кср_в= =

1.9 Определение размеров карьера на дневной поверхности

- площадь: S_к = S_д + ( Р_дН_к ct ) = + ( ) = 940520,3, м² где:

- длина: L_к = L_д + ( 2Н_к = 1850 + ( 2, м

- ширина: В_к = В_д + ( 2Н_к



2. Определение срока службы карьера

В задании установлен сменный грузопоток по добыче полезного ископаемого G_п.и = 1600 м³/см

По нормам технологического проектирования для рудных карьеров режим работы принимается круглогодовой.

2.1 Годовой объем добычи

А_г = G_п.и. N_д n_см = 1600 м³/год

где : G_п.и - грузопоток по добыче сменный м³/см (по заданию)

N_д= 280 - количество рабочих дней в году

n_см = 3 - число смен в сутки, см

Определение грузопотока по вскрыше:

Gв = G_п.и Кср_в, = 1600 м³/см

где: G_п.и - грузопоток по добыче сменный, м³/см (по заданию)

Кср_{в -} средний коэффициент вскрыши

А_в.г. = G_п.и. N_д n_см

А_в.г.= м³/год

А_{г общ.=} м³/год

залежь карьер производственный ископаемый

2.2 Срок службы карьера (округлить до целого числа )

С_к = = , лет

где : V_п.и. - запасы полезного ископаемого в контурах карьера, м³

А_г - объем годовой добычи, м³



3. Определение показателей трудности осуществления основных производственных процессов

3.1 Показатель трудности разрушения породы

П_р = 0,05 + + +

предел прочности горной породы при одноосном сжатии, МПа

- при сдвиге, МПа

- предел прочности при растяжении, МПа

- плотность породы, н/дм³

К_т - коэффициент трещиноватости

К_т = (1,2 l_ср) + 0,2 = (1,2 0.62) + 0,2= 0.94

где : l_ср - средний размер отдельности в массиве, м

Коэффициент крепости f	Предел	прочности	на	Плотность пород Н / дм3	Средний размер отдельностей м l ср
	Сжатие МПа	Сдвиг МПа	Растяжение МПа
10	100	16,4	10,0	24	0,62

Исходя из расчетной величины П_р по таблице определяем тип породы, класс и категорию по трудности её разрушения

Пр	Тип пород	Класс	Категория
5,1 ч 10	Мелкоразрушенные скальные породы	II	6,7,8,9,10

3.2 Показатель буримости пород

П_б = 0,07 (++ ) = 0,07 () = 9.8

Исходя из расчёта величины П_б по таблице определяем тип породы, класс и категорию по буримости

Пб	Тип пород	Класс	Категория
1 ч 5	Легкобуримые породы	I	1,2,3,4,5,
5,1 ч 10	Средней трудности бурения	II	6,7,8,9,10,
10,1ч 15	Труднобуримые породы	III	11,12,13,14,15,
15,1ч 20	Весьма труднобуримые породы	IV	16,17,18,19,20,
20,1ч25	Исключительно труднобуримые породы	V	21,22,23,24,25.

3.3 Показатель взрываемости горных пород

Удельный эталонный расход ВВ:

q_э = 0,2 ? (++ ) = 0.2 () = 28 г/м³

qэ	Тип породы	Класс	Категория
20,1 ч 30	Трудновзрываемые породы	III	11,12,13,14,15,



4. Подготовка горных пород к выемке

4.1 Выбор способа разрушения пород

Применяем в данном проекте взрывные работы посредством скважинных зарядов. Коэффициент крепости f - 10.

4.2 Выбор бурового оборудования

Бурение взрывных скважин заключается в разрушении пород буровым инструментом и удалении образовавшегося бурового шлама на поверхность.

Эффективность бурения скважин зависит от буримости горных пород.

Тип бурового станка выбираем по таблице в зависимости от рассчитанного показателя буримости пород П_б = 9.8

Группа буровых станков.	Станки вр. действия.	Шарошечные станки.	Пневмоударные станки.
Показатель буримости Пб	? 4	4ч6	6ч10	10ч15	16ч18	12ч16	17ч18
Тип бурового станка	СБР -125	СБР-160	СБШ 200м	СБШ-250 мна	СБШ-320	СБУ-125	СБУ -160	СБУ-200
Диаметр скважины dс мм	110 125	160 200	214	243	320	105 125	155	200
Угол наклона скважиныград	60-90	60-90	60-90	60-90	60-90	60-90	60-90	60-90
Максимальная глубина скважины, м	25	25	24	32	40	22	36	34
Осевое усилие, кН	10	80	173	300	600	12	24	30
Частота вращения бурового става, мин-1	200	124-248	30 - 300	30- 150	30 - 150	26-80	25-50	50
Мощность электродвигателя	24,8	90	25	25	50	30	197	256
Масса, т	2,3	1,7	50	60	120	4,6	29	45
Тип породоразрушаещего инструмента	резец	долото	коронка

Принимаем шарошечный вид бурения станком СБШ-200-МНА-24

Исходя из технической характеристики принятого бурового станка принимаем

-диаметр скважины :

d_c = 0,214метра

- угол наклона скважины

90, град.



5. Расчет параметров взрывных работ

В данном проекте взрывные работы проводятся посредством скважинных зарядов.

Расположение скважин на уступе возможно однорядное и многорядное.

Принимаем многорядное расположение.

Расположение скважин в рядах возможно в шахматном порядке или в квадратом.

Принимаем шахматное расположение скважин.

Взрывание скважин мгновенное или короткозамедленное.

Принимаем короткозамедленное взрывание.

Исходя из условий применения выбираем по таблице тип применяемого ВВ.

Условия размещения	Породы с коэффициентом крепости:
	f = 6 - 9	f =10 - 14	f =15 - 20
Сухие скважины или сухая часть обводненных скважин	Гранулит М Игданит Граммонит 79/21 Акватол Ифзанит Карбатол 15Т Гранулит УП	Акватол Ифзанит Карбатол 15Т Граммонит 79/21 Гранулит АС - 4 Игданит Гранулит УП	Акватол Карбатол ГЛ - 10В Граммонит 79/21 Гранулит АС - 4
Обводненная часть скважин с непроточной водой	Граммонит 50/50, 30/70 Ифзанит Карбатол 15Т Гранутол Порэмит Сибирит	Акватол Ифзанит Карбатол 15Т Граммонит 50/50 30/70 Гранутол Порэмит Сибирит	Акватол Ифзанит Карбатол ГЛ - 10В Граммонит50/50 30/70 Гранутол Алюмотол Порэмиты и Сибириты металлизизиованные
Обводненная скважин с проточной водой	Акватол Граммонит 30/70 Гранутол Порэмит Сибирит	Акватол Алюмотол Гранутол Ифазин Граммонит 30/70 Порэмит Сибирит	Акватол Алюмотол Гранутол Граммонит 30/70 Порэмиты и Сибириты металлизированные

5.1 Определение проектного удельного расхода ВВ

q_п = q ? k_вв = 0.6 ? 1= 0.6 кг/м³

где: q - удельный расход взрывчатого вещества определяется по таблице:

f коэффициент крепости пород по шкале проф. М.Протодьяконова	3-4	5-6	7-8	9-12	3-14	15-18	19-20
q удельный расход ВВ, кг/м3	0,4	0,4	0,5	0,6	0,7	0,8	1,0

где: k_вв - поправочный коэффициент для промышленных ВВ определяется по таблице:

ВВ	kвв	ВВ	kвв	ВВ	kвв
Гранитол-1	1,15	Граммонит 30/70	1,14	Гранулит М	1,13
Гранитол-7А	0,86	Проэмит	1,20	Акватол АВ	1,20
Карбатол ГЛ-10В	0,79	Аммонит 6ЖВ	1,00	Гранулотол	1,20
Гранулит С-6М	1,13	Граммонит 79/21	1,00	Ифзанит Т-20	1,20
Скальный аммонит №1	0,80	Ифзанит Т-80	1,08	Карбатол 15Т	1,42
Алюмотол	0,83	Акватол ГЛТ-20	1,20	Гранулит УП	1,13
Гранулит АС-8	0,89	Ифзанит Т-60	1,10	Сибирит	1,20



5.2 Расчет параметров взрывных скважин

· Диаметр скважины определен из технической характеристики выбранного бурового станка ( раздел 4.2 )

d_с= 0.214 метров

· Определение глубины скважины :

* глубина перебура в зависимости от взрываемости пород q_э (раздел3.3) при q_э ? 30 глубина перебура: l_п = 10 ?d_с = 10 ? 0.214 = 2.14 м.

· глубина скважины

L_c = = м

угол наклона скважины к горизонту,

h_y - высота уступа, м ( по заданию )

l_п - глубина перебура скважины, м

· Определение длины забойки в зависимости от взрываемых горных пород q_э (раздел 3.3)

При q_э ? 30 длина забойки: l₃ = 15 ? d_с = 15 ? 0.214 = 3.21 м.

· Определение длины заряда ВВ:

l_{вв =} L_c - l₃ = - 3.21 = 13.93 м.

5.3 Расчёт параметров расположения скважин на уступе

· Определение линии сопротивления по подошве в зависимости от взрываемых горных пород q_э (раздел 3.3):

при q_э ? 30 линия сопротивления: W = (35 ч 40) ? d_c = 40 ? 0.214 = 8.56 м.

где: d_{c -} диаметр скважины, метров

· Определение расстояния между скважинами в ряду

a= K_{m ?} W = 1.1 ? 8.56 = 9.4 м.

где: K_m - коэффициент сближения скважин равен:

при

q_э ? 30 г/м³ коэффициент сближения скважин: К_m = 1.0 ч 1.1

Определение расстояния между рядами скважин:

b = 0.85 a = 0.85 ? 9.4 = 8 м.

* Масса заряда в скважинах:

Q_з =q_n кг.

где: q_n - проектный удельный расход ВВ, кг\м³ ( раздел 5.1 )

W - линия сопротивления по подошве, м

h_y - высота уступа, м

К_m- коэффициент сближения скважин

а- расстояние между скважинами в ряду, м

· Интервал замедления:

= W К_вз = 8.56 3 = 26, мс

где: W - линия сопротивления по подошве, м

К_вз - коэффициент, зависящий от взрываемости породы

при:

q_э ? 30 : К_вз = 3 ч 4

5.4 Расчет параметров развала

· Ширина развала:

* Ширина однорядного развала:

В_р.о м

= 1 - коэффициент, учитывающий угол наклона скважины

q_n - проектный удельный расход ВВ ( раздел 5.1 )

h_y - высота уступа, м

К_в - коэффициент дальности отброса взрыва, зависящий от величины интервала замедления определяется по таблице:

,мс интервал замедления (раздел 5.3)	0 ч10	10,1 ч 25	25,1ч 50	50,1 ч 75	75,1 и более
Кв	1	0,95	0,9	0,85	0,8

*Ширина многорядного развала при короткозамедленном взрывании:

В _{р.м .}= [ ( n_р - 1 ) b] + ( К_вр.о ) = [ ( 2 - 1 ) 8] + ( 0.9 ) = 17 м

где: n_р = 2 ч 3 - количество рядов

b - расстояние между рядами, м (раздел 5.3)

К_в - коэффициент дальности отброса взрыва

В_р.о - ширина однорядного развала, м

· Высота развала:

H_p = ( 0,5 ч 1 ) h_у = 1 м

где: h_у - высота уступа, м (по заданию)

6. Расчет параметров буровых работ

6.1 Определение производительности бурового станка

*Определение времени выполнения основных операций, приходящихся на 1 м скважины, час:

Т_о = = = 0.06 час

- техническая скорость бурения, м / ч

определяется по таблице в соответствии с выбранным буровым станком и расчетным показателем буримости пород П_б 9.8 (раздел 3.2)

Тип бурового станка	СБР-125	СБР-160	СБШ-200 Н	СБШ-250 НМ	СБШ-320	СБУ-125	СБУ-160
Пб Показатель буримости	2-3	3-4	4-5	5-6	6-8	8-10	10-12	12-14	14-16	14-16	16-18	12-14	14-16	14-16	16-18
vб Техническая скорость бурения. м/ч	18-22	15-18	4-16	10-11	16-18	13-15	11-12	9-10	6-7	7-8	6-7	6-7	5-6	6-7	5-6

Т_{в -} время вспомогательной операции, приходящейся на 1 м скважины

Т_в = 0,01 час.

*Определение коэффициента использования сменного времени:

К_и.в. = =

где: T_n.з = (0,5 ч 1 ) час - время подготовительных заключительных операций

Т_в.n = ( 1 ч 1,5 ) час - внеплановые простои станка

Т_{см =} 8 - время смены, час

· Сменная производительность бурового станка:

П_б.см. = К_{и. в.}. = 0.8 = 91.42 м / см

где : Т_{см =} 8 - время смены,час

* Годовая производительность бурового станка

П_б.г. = П_б.см. м /год

где: n_см = 3 - число смен в сутки

N_д =280 - число рабочих дней в году для буровых станков

6.2 Количество буровых станков в рабочем парке

*Определение выхода горной массы из скважины

q_г.м.= .= м³

где: W - линия сопротивления по подошве, м

b - расстояние между рядами, м (раздел 5.3)

n_{р =} 2ч 3 - число рядов скважин

h_у - высота уступа, м

а - расстояние между скважинами, м (раздел 5.3)

L_c - глубина скважины, м (раздел 5.2)

* Определение годового объема горной массы:

^{V г.г.м =. = =} м³

_{где: Vг.м.}- объем горной массы в контурах карьера, м³ (раздел 1.5)

Ск - срок службы карьера, лет (раздел 2.2)

*Определение количества буровых станков в работе (округлить до целого числа):

N_б.р. = = = 0.95 шт

где: _Vг.г.м. - годовой объем горной массы, м³

П_б.г. - годовая производительность бурового станка, м / год;

q_г.м. - выход горной массы из скважины, м³

* Инвентарный парк буровых станков (округлить до целого числа):

N_и.б. = ( 1,2 ч 1,3 ) N_б.р = 1,2 1= 1.2 шт.



7. Расчет параметров выемочно-погрузочных работ

7.1 Выбор экскаватора

Тип карьерного экскаватора определяют по высоте уступа h_y и радиусу черпания экскаватора.

В данных условиях целесообразно применять экскаватор типа

ЭКГ-12,5 с технической характеристикой

Показатели	Карьерные мехлопаты
	ЭКГ- 3,2	ЭКГ-5	ЭКГ- 8И	ЭКГ- 12,5	ЭКГ- 20
Емкость ковша, м3	2,5; 3,2;	4,5; 6,3	6,3; 8;	10; 12,5;	16; 20;
Радиус черпания на уровне стояния, м	8,8	11,2	11,9	14,8	16.6
Максимальный радиус разгрузки, м	12	13,6	16,3	19,9	21,6
Максимальный радиус черпания, м	13,5	15,5	18,2	22,5	24
Максимальная высота черпания, м	9,8	11	12,5	15,6	18
Максимальная высота разгрузки,м	6,1	7,5	9,1	10	11,6
Преодолеваемый подъем,градусы	12	12	12	12	12
Масса экскаватора, т	140	250	370	653	1060
Установленная мощность двигателей, кВт.	250	320	520	1250	1358
Продолжительность цикла, сек.	23,3	25	28	32	32



7.2 Определение параметров забоя

*Максимальная высота уступа

h_{y мах} = 1.5 H_мах, м

h_{y мах} = 1,5 * 15,6 = 23,4 м.

где: Н_мах - максимальная высота черпания из технической характеристики по таблице = 15,6 м.

* Ширина забоя

В_з.= (1,5ч1.7), м

В_з.= 1,5 * 14,8 = 22,2 м.

где: Rч-радиус черпания на уровне стояния ( из технической характеристики экскаватора) = 14,8 м.

7.3 Расчет производительности экскаватора

· теоретическая производительность

П_э.т.= 60 , м³ / час

П_э.т.= 60 * 10 * 1,875 = 1125 м³ / час

E - емкость ковша, м³ (из технической характеристики экскаватора) = 10 м³

n_k - число ковшей, разгружающихся в минуту:

n_k = ,шт

n_k = = 1,875 шт.

Т_ц - продолжительность цикла, сек (из технической характеристики экскаватора) = 32 с.

Техническая производительность экскаватора:

П_э.тех.=, м³ / час

П_э.тех. = * 0,55 * 0,7 = 399,4 ? 400 м³ / час

где: т _ц.р. - расчётная продолжительность цикла экскаватора, сек. - определяется по таблице в зависимости от П_р = 7.16

Тип экскаватора	Значения Тц.р. (сек) при разработке разрушаемых пород:
	Пр 1 ч 5	Пр 5.1 ч 10	Пр 10.1 ч 15	Пр 15.1 ч 20	Пр 20.1 ч 25
ЭКГ - 12,5	32,4	34,7	38,3	41,4	44,1

к_{э -} коэффициент экскавации = 0,55 ч 0,95 = 0,55

к_{з -} коэффициент забоя = 0,7 ч 0,9 = 0,7

· Сменная производительность экскаватора:

П _э.см. = П _{э. тех.} Т_см к_и.э. , м³ /смен

П _э.см. = 362 * 8 * 0,65 = 1882,4 м³ /смен

где: Т_см = 8 час - продолжительность смены

К _и.э = 0,55 ч 0,75 = 0,65 - коэффициент использования экскаватора во времени:

* Годовая производительность экскаватора:

П_э.г. = П _э.см. n _см ? N_д, м³/ год

П_э.г. = 1882,4 * 3 * 280 = 1581216 ?1600000 м³/ год

где : n _см =3- число смен в сутки

N _д = 280 - число дней работы экскаватора в году

7.4 Определение парка экскаватора

Количество единиц рабочего парка экскаватора (округлить до целого числа):

N_э.р. = = шт

где: Vг._г.м. - годовой объём горной массы, м³ (раздел 6.2)

П _э.г. - годовая производительность экскаватора, м³

Количество единиц инвентарного парка экскаваторов (округлить до целого числа):

N _э.ин. = 1,25 N_{э. р..} = 1,25 4 = 5 шт



8. Расчёт параметров перемещения грузов в карьере

Расстояние перевозки грузов определено исходными данными.

Согласно полученного грузооборота (объёмов вскрыши и добычи) и расстояния перевозки принимается вид карьерного транспорта - комбинированный (железнодорожный и автомобильный)

8.1 Железнодорожный транспорт

· Выбор модели думпкаров осуществляется по таблице исходя из вместимости вагона:

V_в= (4 ч 6) Е, м³

V_в = 5 * 10 = 50 м³.

где: Е - емкость ковша (техническая характеристика экскаватора)

В данных условиях целесообразно принять думпкар типа 2ВС-105 с технической характеристикой:

Параметры	Думпкары
	6ВС-60	ВС-85	2ВС-105	ВС-136	2ВС-180
Вместимость вагона, м3	26,2	38	48,5	68	58
Грузоподъемность вагона, т	60	85	105	136	180
Масса вагона, т	29	35	48	67,5	68
Коэффициент тары	0,484	0,41	0,45	0,5	0,38
Число осей	4	4	6	8	8
Нагрузка на ось, кН	218	294	250	249	304
Число разгрузочных цилиндров	4	4	6	8	8
Угол наклона (при разгрузке), градусы	45	45	45	45	45
Размеры вагона, мм : ширина кузова	3215	3250	3750	3460	3460
высота вагона	2680	3236	3240	3620	3285
длина вагона (по осям автосцепок)	11830	12170	14900	17630	17580

Выбор локомотива обосновывается объёмами перевозок и расстоянием перевозок.

В данных условиях возможно применение электровоза любого типа 21Е с технической характеристикой:

параметры	Электровозы постоянного тока	Электровозы переменного тока
	ЕL-2	ЕL-1	21Е	26Е	Д-94
Сцепной вес локомотива, кН	1000	1500	1500	1800	940
Напряжение сети, В	1500	1500	1500	1500	10000
Мощность (при часовом режиме), кВт	1350	2020	1510	2480	1650
Тяговое усилие (при часовом режиме), кН	160	242	198	317	200
Скорость движения, км/ч	30	30	28	28,7	30
Нагрузка на ось, кН	250	250	250	300	235
Минимальный радиус кривой, м	80	50	60	60	75
Высота (с опущенным пантографом), мм	4660	4660	4800	4960	5250
Длина, мм	13820	21320	20960	21470	16400

8.1 Расчет полезной массы поезда

Q_п. =, т

Q_п. = = 832,9 ? 833 т.

где: Р_сц - сцепной вес локомотива, кН; (техническая характеристика)

к_сц = 0,3 - коэффициент сцепления колес с рельсами

w= 20ч40 = 30 Н / м - основное сопротивление движению поезда

руководящий подъем в промилле ⁰/₀₀

_m - масса вагона, т ( из технической характеристики вагона)

q _гр - грузоподъемность вагона, т (из технической характеристики вагона)

Q_л =150 т - масса локомотива

8.2 Расчет числа вагонов в поезде

n_в = , шт.

n_в = = 7,9 ? 8 шт.

8.3 Расчет подвижного состава железнодорожного транспорта

*Определение суточного грузооборота карьера:

G_c = (G_п.и. + G_в) n _см = (1600 + 4544) 3= 19 000 _т

где: G_п.и. - сменный грузооборот по добыче, т ( по заданию)

G_в - сменный грузооборот по вскрыше, т (раздел 2.1)

n _{см =} 3 - число смен в сутки

* Определение продолжительности рейса локомотива:

- t _n - время погрузки состава:

t_n = = час

где : n_в - количество вагонов в поезде, шт (раздел 8.2)

q_гр - грузоподъемность вагона, т (техническая характеристика вагона)

П_{э. тех.} - техническая производительность экскаватора, м³/час (раздел 7.3)

- t_дв - время движения по временным путям:

t_дв = = час

где: L_в - длина временных путей, м ( по заданию). Значение в м перевести в км. v_в = 15 км/ч - скорость движения по временным путям

- t_разг - время разгрузки:

t_разг = = час

где: n_в - количество вагонов

t_p.в. =3 ч 5 мин - время разгрузки вагона

- t_д.п. - время движения по постоянным путям:

t _д.п = = = 0.226= 0.23 час

где: L_п -длина постоянных путей (по заданию). Значение в м перевести в км.

v_л = 30 км/ч - скорость локомотива

-t_ожд = 0.2 час на рейс.

* Время рейса локомотива:

t_p = t_n + t_дв + t_разг. + t_д.п. + t_ожд.= 2.1 + 0.21 + 0.4 + 0.23+ 0.2= 3.14 час



8.4 Расчет локомотивосоставов

· Число рейсов всех локомотивов:

N_p. = = шт

где: G_c - суточный грузооборот карьера, т (раздел 8.3)

к_рез = 1,2ч1,3 - коэффициент резерва рейсов

n_в - количество вагонов в поезде, шт (раздел 8.1)

q_гр - грузоподъемность вагона, т (техническая характеристика вагона)

* Возможное число рейсов одного локомотива за сутки:

n_p= = = 7 шт

где: T = 22 часа, продолжительность работы локомотива за сутки

t_p - продолжительность рейса локомотива, час (раздел 8.3)

· Число рабочих локомотивосоставов:

N_лc = N_р = 28 шт

где: N_{р -} число рейсов всех локомотивосоставов (раздел 8.3)

t_p - продолжительность рейса локомотива (раздел 8.3)

T = 22 часа, продолжительность работы локомотива за сутки

*Число рабочих вагонов в парке (округлить до целого числа):

N_в.р. = Nлс _. = 4 шт

где: - количество вагонов, шт (раздел 8.2)

*Инвентарный парк вагонов и локомотивов (округлить до целого числа):

N _в._ин. = 1,25 N_в.р. = 1,25 12 = 15 шт

N_{лс. ин.} = 1,25 Nл_c = 1,25 4 = 5 шт

8.5 Расчет парка подвижного состава автотранспорта

Выбираем тип автосамосвала. Находим рациональное отношение вместимости кузова автосамосвала и вместимости ковша экскаватора, для рассматриваемых условий.

V_a = 4 ч 5) E =5 10 = 50 , м³

где: Е - емкость ковша, м³ (техническая характеристика экскаватора)

В данных условиях целесообразно применять тип автосамосвала . с технической характеристикой

	КрАЗ 256Б	БелАЗ 540	БелАЗ 548	БелАЗ 549	БелАЗ 7519	БелАЗ 7521
Вместимость кузова, м3	6	15,8	21,7	37,8	44	90
Грузоподъемность, т	10	27	40	75	110	180
Масса (без груза) т	11,5	21	29	66	85	145
Макс. скорость движения, км/ч	62	55	50	50	52	50
Ширина автосамосвала, м	2,65	3,48	3,8	5,63	6,1	7,64
Длина автосамосвала, м	8,2	7,3	8,1	10,3	11,3	13,6
Макс. радиус поворота, м	10,5	8,5	10,0	11,0	12	15
Мощность двигателя кВт	175	265	367	770	955	1690

· Определяем продолжительность движения автосамосвала от пункта загрузки и обратно:

-t_n - время погрузки самосвала:

t_n = = 8 мин

где : q_a- грузоподъемность самосвала, т (техническая характеристика)

k _р = 1,2ч1,5 - коэффициент разрыхления горной породы в кузове самосвала

t_ц - продолжительность цикла работы экскаватора = 32с

Е - емкость ковша экскаватора, м³ (техническая характеристика экскаватора)

k_н = 0,85ч0.95 - коэффициент наполнения ковша экскаватора

- t_дв = t_гр + t_пор = 14 мин - время движения

-t_раз = 1,5 мин - время разгрузки

- t_м - 0,5ч1 мин - время маневров при разгрузке и перед погрузкой.

* Продолжительность рейса:

Т_р = t_n + t_дв + t_раз + t_м = 8 + 14 + 1.5 + 0.5 = 24 мин = 0.4 часа

· Определяем число рейсов автосамосвала (округлить до целого числа):

N_р.а. = = шт

где: Т = 22час - время работы самосвала в сутки

Ки.а. = 0.8 - коэффициент использования автосамосвала

Т_р - продолжительность рейса

· Определяем число автосамосвалов, которое обслуживает один экскаватор

Nа₁ = = шт

· Определяем число рабочих автосамосвалов

N_a.р.= N_{э.р ?} Nа_1.= 4 _? 3 = 12 шт

N_э.р - количество работающих экскаваторов, шт (раздел 7.4)

Nа₁ - количество автосамосвалов, обслуживающих один экскаватор, шт

*Определяем инвентарный парк автосамосвалов:

N_{а.ин. = =} шт_.

где: Кт ₌ 0,7ч0,8 - коэффициент технической готовности автомобильного парка



9. Отвалооброзование вскрышных пород

Определяем вид транспорта, который перемещает вскрышные породы к месту складирования. По нормам Гипроруды на вскрыше наиболее продуктивным из мехлопат считается экскаватор ЭКГ - 8И.

Определяем объем породы, которой необходимо разместить на отвале и его параметры:

V_o = V_в =

где: V_o - объем отвала, м³

V_в - объем вскрыши, м³ (раздел 1.7)

· Площадь для размещения вскрышных пород при двухъярусном отвале

S_{o =}

где: Vв - обём вскыши, м³

к_р = 1,15- коэффициент разрыхления пород в отвале

h_o = 20 ч 40 м - высота отвала, м

· Длина отвала:

Длина отвального поля L_о по нормам проектирования Гипроруды при экскаваторном отвалообразовании принимается:

при применении

- ЭКГ - 12,5 L_o = (500ч2000) м

· Ширина отвала:

В_о = 2 = 2 500 = 1000, м.

· Периметр отвальной площади:

Р_о = (L_o + B_o) = (500+ 1000) м

9.1 Отвальные работы при применении одноковшовых экскаваторов

· Время обмена составов, час:

t_o = + t_м = + 0.1 = 1.1 час

где: - длина отвала (м перевести в км), км

v_л = 15 - скорость локомотива, км/ч

t_м = 0.1 - время маневров, час

· Время разгрузки состава:

t_p = n_в t_в. = 8 0.05 = 4 час

где: n_в - число вагонов в поезде (раздел 8.2)

t_в = 0,05, час

· Число составов, подаваемых на отвальный тупик в сутки:

N_c = = шт.

где: Т =22 час - время работы локомотива в сутки

к_н.р. = 0,8ч0,95 - коэффициент неравномерности работы транспорта

t_o - время обмена составов, ч

t_p - время разгрузки состава, ч

· Шаг переукладки тупика:

А_о = (R_{r maх} + R_{p maх} ) k_n, = (22.5+ 19.9) 0,85 = 37 м

где: R_{r maх} - maх радиус черпания экскаватора - (22.5)

R_{p maх} - maх радиус разгрузки экскаватора - (19.9)

k_{n =} 0,85 ч 0,9 - коэффициент, учитывающий использование линейных параметров экскаватора;

· Приёмная способность отвального тупика между двумя переукладками;

V_{о.т. = . =} м³

где :h_{o =} 20 ч 40 - высота отвала, м

A_{o -} шаг переукладки тупика, м;

L_o - длина отвала, м (раздел 9)

k_p.o. = 1,2 - коэффициент разрыхления пород в отвалах

· Суточная приёмная способность отвального тупика:

V_{c =} N л._{c ?} n_{в ?} q_гр г_n= 4 8 105 2 = 6720 м³

где: Nл.c - число локомотивосоставов (раздел 8.4)

n_в - количество вагонов в поезде (раздел 8.2)

q_гр - грузоподъёмность вагона, т (раздел 8.2)

г_n - плотность породы = 2,0 ч 3, т/м³

· Продолжительность работы отвального тупика между двумя переукладками пути:

t_{p.о.т. =}

где: V_o.m. - приёмная способность отвального тупика между двумя переукладками, м³

V_{c -} суточная приёмная способность отвального тупика, м³

^*Суточный объем вскрыши:

Vвc = = м³\сут

где: Vв - объм вскрыши (раздел 1.7)

С_к - срок службы карьера (раздел 2.2)

N_д = 280- количество рабочих дней

· Число отвальных тупиков в работе:

N_о.т. = . = шт.

где: V_{в.с. -} суточный объём вскрыши в карьере;

V_{с -} суточная приёмная способность тупика.

· Число тупиков с резервом:

N_о.т.р. = N_{о.т.. ?} К_р = 2_{.. ?} 1.25 = 3 шт.

где: К_р = 1,05 ч 1,25 коэффициент резерва

Сводная таблица покозателей кусового проекта

№ п/п	Наименование показателей	Единица	Количество
1	Периметр дна карьера	Рд	м
2	Площадь дна карьера	Sд	м2
3	Глубина карьера	Hк	м
4	Объем полезного ископаемого	Vп.и.	м3
5	Объем вскрыши	Vв	м3
6	Средний коэффициент вскрыши	Kср.в
7	Площадь карьера на дневной повехности	Sк	м2
8	Срок службы карьера	Cк	лет
9	Тип бурового станка
10	Количество буровых станков		шт
11	Тип экскаватора
12	Количество экскаваторов		шт
13	Тип карьерного транспорта			комбинированный
14	Тип вагонов
15	Количество вагонов		шт
16	Тип локомотивов
17	Количество локомотивов		шт
18	Тип автомобилей
19	Количество автомобилей		шт
20	Количество отвальных тупиков		шт

Размещено на Allbest.ru

...