Технология и комплексная механизация открытых горных работ

Wо = ;

где = 1,5 - коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова; b - ширина кузова автосамосвала, м;

Wо = ;

L1бу = 700/8,8 80 м,

Б. Длина отвального участка по условиям беспрепятственной разгрузки автомашин:

L11бу = Na*a*

где Nа -- число автомашин, обслуживающих отвальный участок; а = 30 м -- ширина полосы, занимаемой автосамосвалом при маневрировании и разгрузке; tрм = 2 мин -- продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала на отвале; Tр -- продолжительность рейса автосамосвала, мин;

Принимается длина отвального участка 80 м.

Выполнить расчеты по исходным данным табл. (по последней цифре).

№	Наименования данных	№ вариантов
		0	1	2	3	4	5	6	7	8	9
1	Мощность залежи, м	10	12	15	17	20	12	20	15	25	30
2	Мощность вскрышных пород, м	20	25	27	30	35	40	45	50	55	60
3	Сменная производительность грузопотоков: м3/смену; -полезн. ископаем	2000	2200	3000	3300	3500	2500	3300	3000	4000	5000
4	Сменная производительность грузопотоков: м3/смену; вскрышных пород во внутренний отвал	1500	2000	2200	2500	2700	3000	3300	3500	3800	4000
5	Сменная производительность грузопотоков: м3/смену; перевалки вскрышных пород на внешний отвал	1800	2000	2300	2500	3000	3500	3700	4000	4500	5000
6	Оборудование: на полезном ископаемом	ЭКГ-8И, БелАЗ	ЭКГ-8И, БелАЗ	ЭКГ-8И, БелАЗ	ЭКГ-8И, БелАЗ	ЭКГ-8И, БелАЗ	ЭКГ-8И, БелАЗ	ЭКГ-10, БелАЗ	ЭКГ-10, БелАЗ	ЭКГ-10, БелАЗ	ЭКГ-10, БелАЗ
7	Оборудование: на вскрышных породах	ЭКГ-5, БезАЗ-75091	ЭКГ-5, БезАЗ-75091	ЭКГ-5, БезАЗ-75091	ЭКГ-5, БезАЗ-75091	ЭКГ-5, БезАЗ-75091	ЭКГ-5, БезАЗ-75091	ЭКГ-6у, БезАЗ-75091	ЭКГ-8, БезАЗ-75091	ЭКГ-8, БезАЗ-75091	ЭКГ-8, БезАЗ-75091
8	Оборудование: на перевалке вскрышных пород	ЭШ-20/90.	ЭШ-20/90	ЭШ-20/90.	ЭШ-20/90	ЭШ-20/90	ЭШ-20/90	ЭШ-20/90	ЭШ-20/90	ЭШ-20/90	ЭШ-20/90.

IV. Оформить отчёт по практической работе № 6 на листах формата А 4 и защитить его.



2.1 Горно-капитальные работы и расчет их объемов

Практическая работа № 7

Тема: Горно-капитальные работы и расчет их объемов

Задание:

I. Выписать и изучить основные термины и понятия по теме. Контрольные вопросы:

Понятие проведения горных выработок.

Значение горно-капитальных работ при разработке месторождений открытым способом.

Порядок проведения горно-капитальных работ.

Основные параметры капитальных траншей.

Транспортный способ проведения траншей.

Бестранспортный способ проведения траншей.

Определение первоначального объема карьера.

Трассы капитальных траншей.

Характеристика внутренних и внешних траншей.

Из чего складывается объем горно-капитальных работ на момент сдачи карьера в эксплуатацию?

II. Пример. Определить объем горно-капитальных работ на момент сдачи карьера в эксплуатацию Пример написан проф. Деревяшкиным И.В..

Дано. Пусковая проектная мощность карьера по железной руде Qп.к =10 млн.т/год (3 млн.м3/год); длина рудного тела по простиранию на верхних горизонтах Lр.т=700 м, горизонтальная мощность mi =250 м, угол падения =70о; мощность песчано-глинистых покрывающих пород Нн=10 м; направление углубки карьера принято по контакту с висячим боком залежи; развитие работ - от центра к границам карьерного поля при вскрытии временными автомобильными съездами; основное горнотранспортное оборудование: экскаваторы ЭКГ-5 (проектная производительность по руде и скальной вскрыше Qэ=950000 м3/год) и автосамосвалы БелАЗ-548; высота уступов по наносам hн=10 м, по скальным породам и руде h=15 м.

Решение

Определим требуемую длину фронта работ Lф.р. для обеспечения заданной производительности карьера:

Lф.р. , м,

где Lрmin - минимальная длина фронта работ одного экскаватора, м (табл.1).

Lф.р. 1105 м.

Таблица 1 Минимальная длина фронта работ одного экскаватора (по данным Гипроруды)

Емкость ковша, м3	Рыхлая порода	Скальная порода и руда
	Высота уступа, м
	до 10	12	15	20	до 10	12	15	20
до 2,5	300/200	-	-	-	400/300	-	-	-
2,5-6,3	400/300	-	-	-	500/300	550/350	-
6,3-12,5	-	500/350	-	600/350	650/400
20	-	600/350	-	-	-	-

Находим число добычных уступов, при котором обеспечивается длина добычного фронта:

nу =,

где L'ф.р.- средняя длина рудного фронта на уступе, м;

(в данном случае:

L'ф.р=Lр.т =700 м).

nу == 1,58.

Принимаем 2 рудных уступа.

Определяем ширину рабочих площадок:

для разработки верхнего уступа, сложенного мягкими породами:

Шн1 = А + С + Т + Пэ +bn + Bг.в , м,

где А - ширина экскаваторной заходки, м.

А = (1,5 1,7)Rч.у = 1,5 10,2 = 15 м,

Rч.у - максимальный радиус черпания экскаватора на горизонте установки, м (для ЭКГ-5 принимаем Rч.у =10,2 м);

C - расстояние от нижней бровки уступа до транспортной полосы, м; (С = 23 м);

Т - ширина транспортной полосы, м (по табл. 2 принимаем Т=12,5 м);

Пэ - ширина полосы для дополнительного оборудования и электроснабжения, м (при автомобильном транспорте Пэ=3 6 м);

bn - ширина бермы безопасности, м bn=3 м;

Вг.в - ширина полосы готовых к выемке запасов, м.



Таблица 2

Параметры проезжей части технологических автодорог (по данным Гипроруды)

Грузоподъемность автосамосвала, т	Ширина автосамосвала, м	Ширина проезжей части, м
		при двухполосном движении и категории дороги	при однополосном движении
		I	II	III
27-30	до 3,5	11	10,5	10	5,5
40-45	до 4	12,5	12	11,5	6
65-80	до 5	15,5	15	14,5	7
100-120	до 5,5	17	16,5	16	8
160-180	до 6,5	20	19,5	19	9

Вг.в =, м. Вг.в = 17,5 м.

где Nн - норматив готовых к выемке запасов, мес; (табл.3).

Ш = 15 + 3 + 12,5 + 4 + 3 + 17,5 55 м.

Обеспеченность карьера готовыми к выемке запасами при круглогодичной работе (по данным Гипроруды) показана в табл.3.

ширина рабочей площадки второго уступа, сложенного скальными породами и рудами:

Шск2 = Х + С + Т + Пэ + bn + Вг.в, м,

где Х - ширина развала взорванной горной массы, м; принимаем Х=30 м.

Шск2= 30 + 3 + 12,5 + 3 + 3 + 17,5 69 м.



Таблица 3

Обеспеченность карьера готовыми к выемке запасами при круглогодичной работе (по данным Гипроруды)

Производительность карьера по скальной горной массе, млн.т/год	Обеспеченность мест работы готовыми к выемке запасами, мес. при
	при автотранспорте	при ж.д. транспорте
до 30	1,5	2
30 - 60	2,5	3
свыше 60	4	4,5

Примечание: при круглогодичной работе по рыхлым породам и рыхлому полезному ископаемому обеспеченность карьера готовыми к выемке запасами при автомобильном транспорте составляет 2 месяца, при железнодорожном транспорте - 3 месяца.

Ширина разрезной траншеи (нижний горизонт карьера на момент сдачи в эксплуатацию) при кольцевой схеме движения автосамосвалов:

Вт = 2(Ra + 0,5ba + ca), м,

где Ra - минимальный радиус поворота автосамосвалов, м

(для БелАЗ-548 принимаем Ra=9,5 м;

ba - ширина автосамосвала, м; (для БелАЗ-548 принимаем ba=3,7 м);

са - минимальный зазор между автосамосвалом и нижней бровкой траншеи, м (са=1 м).

Вт = 2(9,5+ 0,53,7 + 1) 25 м.

По найденным параметрам вычерчиваем поперечное сечение и план карьера на момент сдачи его в эксплуатацию (рис.) и определяем его объем по горизонтам.

Рис. Схема к расчету объема горно-капитальных работ

Объем по верхнему вскрышному горизонту (наносы) - V1 составит:

V1 = hу Bкгор Lкгор, м3

где hу - высота уступа, м (принимаем hу=10 м);

Bкгор - ширина карьера на горизонте, м (принимаем Bкгор=300 м);

Lкгор - длина карьера на горизонте, м; Lкгор=975 м.

V1 = 10 300 975 = 2925 тыс.м3

Объем по второму сверху горизонту (скальные породы и руда) - V2 составит:

V2 = 15*180* 855 = 2308 тыс.м3 ,

из которых попутная добыча руды составит:

Vп.д. = 15*69*700 = 724,5 тыс.м3 ,

где hу=15м- высота уступа;

Bкгор= 180м - ширина уступа;

Lкгор= 855 м - длина карьера на горизонте;

69 м - ширина рабочей площадки (подвигание фронта работ) по руде, м;

700 м - длина фронта работ по руде на горизонте, м.

Объем по третьему сверху горизонту (скальные породы) составит:

V3 = 15 (25 + 15ctg70)700 = 322 тыс.м3,

где 25 м и 700 м - соответственно ширина и длина карьера на горизонте, м.

Общий объем горно-капитальных работ, выполняемых на момент сдачи карьера в эксплуатацию:

Vт.к = V1 + V2 + V3 = (2925 + 2308 + 322)1000 = 5555 тыс.м3.

В том числе рыхлая вскрыша V1=2925 тыс.м3, попутная добыча руды Vп.д.=724,5 тыс.м3 и скальная вскрыша Vск.=1905,5 тыс.м3.

III. Варианты заданий с исходными данными

Выполнить расчеты по исходным данным табл. (по последней цифре)

Исходные данные	Вариант
	1	2	3	4	5	6	7	8
Проектная мощность карьера по железной руде (Qп.к), млн.т/год	10	12	14	16	15	9	11	13
Объемная плотность руды (), т/м3	3,3	3,2	3,5	3,4	3,2	3,1	3,2	3,3
Длина рудного тела по простиранию на верхних горизонтах (Lр.т.), м	800	850	900	1000	950	800	850	900
Горизонтальная мощность залежи (mi), м	250	260	270	300	290	250	280	300
Угол падения залежи (), град.	75о	70о	78о	60о	65о	75о	70о	75о
Мощность песчано-глинистых покрывающих пород (Нн), м	10	15	20	10	15	10	15	25
Экскаватор	ЭКГ-5	ЭКГ-8И	ЭКГ-8И	ЭКГ-12,5У	ЭКГ-12,5У	ЭКГ-5	ЭКГ-8И	ЭКГ-8И
Автосамосвал БелАЗ	548А	7519	7519	7512	7512	548А	75191	75191
Высота уступов по наносам (hн), м	10	15	10	10	15	10	15	10/15
Высота уступов по скальным породам (h), м	15	15	15	20	20	15	15	15
Проектная производительность по руде и скальной вскрыше (Qэ), млн.м3/год	1,0	1,6	1,7	2,1	2,0	1,1	1,6	1,7
Примечание. Направление углубки карьера принято по контакту с висячим боком залежи; развитие работ - от центра к границам карьерного поля при вскрытии временными автомобильными съездами

2.2 Расчет параметров БВР на карьере

Практическая работа № 8

Тема: Расчет параметров БВР на карьере

Задание:

I. Выписать и изучить основные термины и понятия по теме. Контрольные вопросы:

Что включает в себя паспорт буровзрывных работ?

Охарактеризуйте критерии регулирования степени дробления пород.

Методы взрывных работ.

Основные расчетные параметры БВР при взрывании скважинами.

Поясните методику расчета параметров развала.

Какой способ взрывания скважинных зарядов на карьерах является основным?

Пример. Определить параметры взрывных скважин, сетку скважин для вскрышных пород и полезного ископаемого и изобразить графически

Дано: показатели трудности бурения соответственно по вскрышным породам (плотный мел) и полезному ископаемому (железистые кварциты) Пб = 6 и Пб = 14;

дсж= 45 МПа; дсдв = 18 МПа; драст= 9,5 МПа; г = 25 Н/дм3; размер отдельности в массиве lср = 0,8 м; по полезному ископаемому дсж= 140 МПа; дсдв = 32 Мпа; драст = 14 МПа; г = 35 Н/дм3; lср = 0,5 м; высота уступа Ну = 15 м; выемочно-погрузочные работы осуществляются экскаватором ЭКГ-8и.

Решение

Для определения требуемых параметров необходимо определить проектный удельный расход ВВ, выбрать диаметр скважины, обосновать требуемую кусковатость.

А. Расчет эталонного и проектного расхода ВВ произведен по фор-лам [1, 2]:

qэ=2*10-1*(уож+ усдв + ураот + ), г/м3

qn = qэ *Kвв *Kд *Km *Kcз *Kv *Kcm , г/м3 .

где уож, усдв, ураот -- свойства пород, МПа; Квв -- переводной коэффициент от аммонита № 6ЖВ; Кд = 0,5/dср, с1ср -- требуемый средний размер куска, м; Ка-- коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда; Ку-- коэффициент, учитывающий объем взрыва; Kсп-- коэффициент, учитывающий количество свободных поверхностей. Параметры

К 'у = 3v15/Ну при Ну? 15 м,

К ''у = 3v Ну /15 при Ну> 15 м,

где Ксп -- коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей nс взрываемой части массива (при nс = 5, Ксп = 5; при nс = 4, Ксп = 4; при nс = 3, Ксп = 6; при пс = 2, Ксп = 8; при nс = 1, Ксп = 10); Ну -- высота разрабатываемого уступа, м.

Скважины по вскрышным породам будем бурить станками шнекового бурения

(Пб = 6) типа СБР-160.

Требуемая кусковатость.

В нашем случае dср = 0,2 * = 0,4 м,

В качестве ВВ используем аммонит № 6ЖВ. При взрыве используем порядное короткозамедление (т. е. две свободные поверхности будут характеризовать такой взрыв).

При этих условиях:

qэ = 0,2 (45 + 18 + 9,5 + 25) = 19,5 г/м3;

qп = 19,5*1,0 * 0,5/0,4 1,0*3v15/15*(1,2* 0,8 + 0,2)* 8 = 230 г/м3.

По полезному ископаемому скважины будем бурить тяжелыми станками шарошечного бурения (Пб = 14) типа СБШ-320. Требуемая кусковатость:

dср = 0,15 * = 0,3 м.

В качестве ВВ используем зерногранулит 30/70-В. Используем порядное короткозамедленное взрывание (взрыв характеризуется наличием двух свободных поверхностей).

При этих условиях:

qэ = 0,2 (140 + 32,0 + 14,0 + 35) = 44 г/м3;

qп = 44*1,26* 0,5/0,3 *1,4 *3v15/15*(1,2* 0,5 + 0,2)* 8 = 752 г/м3.

Б. Расчет параметров расположения скважинных зарядов. Определяем сопротивление по подошве уступа (СПП) исходя из достижения требуемой степени дробления породы:

W = , м

где К1 -- коэффициент, учитывающий трудность взрывания породы (К1 =Lвв/Ну); (m =a/W, a - расстояние между скважинами в ряду, м); qп - проектный расход ВВ, кг/м3.

В большинстве случаев коэффициент m = 1,1 - 1,2; 1,0-1,1; 0,85-1,0 соответственно для легко-, средне- и трудновзрываемых пород.

Вместимость скважины

Р=7,85dc2 ?,кг/м,

где dc -- диаметр скважины, дм; ? -- плотность заряжания, кг/дм3 (при ручном и механизированном заряжании ? = 0,900+ 1000 кг/дм3, а при водонаполненных ВВ ? = 1,400 -1,600 кг/дм3). Для мелов при dcр = 1,6 дм, К1 = 0,8, ? = 0,9 кг/дм3:

W = , м

Для железистых кварцитов dc = 3,2 дм, К1 = 1,0, ? = 0,9 кг/дм3:

W = , м

Проверим на возможность безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах):

W min > Ну сtg а + 3, м.

Для вскрышных пород угол откоса уступа a = 60°, а для полезного ископаемого а a = 75°, тогда имеем:

W' min > 15 сtg 600 + 3 = 11,7 м.

W'' min > 15 сtg 750 + 3 = 7,0 м.

Для соблюдения условия на вскрышных уступах переходим на наклонное бурение с углом бурения

= arct*(Hу/ W' min - Wвск) =750.

Параметры сетки скважин -- расстояние между скважинами в ряду:

а = т IV, м,

где т -- коэффициент сближения скважин (стр. 88, 94 [2]).

Для вскрышных пород т = 1, а для полезного ископаемого т = 0,85.

Тогда: а' = 1 *7,9 = 7,9 м; а" = 0,85 *9,9 = 8,4 м. Расстояние между рядами скважин, м (при квадратной сетке а = b), т. е.

b' = 7,9 м;

b" = 8,4 м.

В. Параметры взрывных скважин.

Глубину скважины определяем по фор-ле 5.10 [2]:

где ln -- величина перебура скважины, м; 1'п = 10; dс = 10 *0,16 = 1,6 м -- на вскрышном уступе; l = 15*dс = 15 * 0,32 = 4,8 м -- на добычном уступе.

Тогда на вскрышном уступе

L'c = 1/ sin 75*(15 + 1,6) = 17,3 м,

а на полезном ископаемом

L''c = 1/ sin 90*( (15+ 4,8) =19,8 м.

Длина забойки:

1'з = (20-35)*dс = 35,0 * 0,16 = 5,6 м -- на вскрышном уступе;

1''з = 20 * 0,32 = 6,4 м -- на добычном уступе.

Длина заряда ВВ:

Lвв = Lc - 1з м.

Соответственно:

1'вв =17,3-5,6 = 11,7 м;

1''вв = 19,8-6,4 = 13,4 м.

Основные параметры скважинных зарядов приведены на рис. 1.

Рис. 1. Параметры скважинных зарядов на уступе: а -- вскрышном; б -- добычном

Выполнить расчеты по исходным данным табл. (по последней цифре).

Дано: вскрышные породы - плотный мел; полезные ископаемые - железистые кварциты; выемочно-погрузочные работы осуществляются экскаватором ЭКГ-8и.

№	Наименования данных	№ вариантов
		0	1	2	3	4	5	6	7	8	9
1	Прочность на сжатие, усж, МПа - вскрышные породы, - полезное ископаемое	45	46	47	48	44	43	50	47	48	49
		120	130	140	150	160	17	180	140	130	150
2	Прочность на сдвиг, усдв, МПа - вскрышные породы, - полезное ископаемое	18	19	20	21	17	19	21	18	20	19
		29	30	28	31	32	29	28	31	30	32
3	Прочность на растяжение, ураст, Мпа - вскрышные породы, - полезное ископаемое	9,5	9,4	9,3	9,6	9,5	9,2	9,8	9,7	9,6	9,7
		14,0	13,0	12,0	14,0	14,5	13,5	14,0	12,5	14,0	14,5
4	Показатели трудности бурения, -на вскрыше, Пб - полезного ископаемого Пб	6,5	7,0	7,5	7,0	6,0	7,5	7,0	6,5	6,0	7,0
		14,0	15,0	15,0	14,5	15,5	14,0	17,0	16,0	15,5	14,5
5	Объёмный вес, г Н/дм3 - вскрышные породы, - полезное ископаемое	26	25	27	25	26	24	28	30	28	26
		35	36	37	33	32	34	35	36	37	33
6	Размер отдельности в массиве lср м, - вскрышные породы, - полезное ископаемое	0,8	0,7	0,8	0,9	0,7	0,8	0,9	0,7	0,8	0,7
		0,5	0,6	0,7	0,6	0,7	0,6	0,7	0,6	0,5	0,7
7	Высота уступа, Ну, м	15	16	14	15	16	17	16	15	14	17

Оформить отчёт по практической работе №8 на листах формата А 4 с общим титульным листом и защитить его.

2.3 Обоснование модели бурового станка и расчет его производительности

Практическая работа № 9

Тема: Обоснование модели бурового станка и расчет его производительности Задание

I. Выписать и изучить основные термины и понятия по теме. Контрольные вопросы:

Буримость горных пород, классификация горных пород по буримости.

Буровые станки и технология бурения взрывных скважин.

Расчет производительности буровых станков.

Относительный показатель трудности бурения горных пород.

Классификация горных пород по относительному показателю трудности бурения.

Расчет парка буровых станков.

II. Примеры. Обосновать вид бурения и модель бурового станка

1. Дано: асж = 114,5 МПа; Стсдв = 20,5 МПа; у = 30 Н/дм3; породы III класса по взрываемости; экскаватор ЭКГ-8И.

Решение:

Расчет относительного показателя трудности бурения породы (фор-ла 10 [27]):

Пе = 0,07 [(114,5 + 20,5) + 30] = 11,55 -12.

Породы по трудности бурения относятся к III классу -- труднобуримые.

В труднобуримых породах возможно использование станков шарошечного, пневмоударного и термического бурения. Однако два последних вида наиболее эффективны в весьма и исключительно труднобуримых горных породах. Поэтому в принятых условиях наиболее рационален шарошечный вид бурения (стр. 52--54 [27]).

В горных породах с Щ = 10+14 наиболее рационально использование средних буровых станков (стр. 59 [27]).

Диаметр буримости скважин при вместимости ковша Е = 8 м3:

еи= 17-Д + 122= 17-8 + 122 = 258 мм.

Принимаем ближайший стандартный диаметр скважин -- 269 мм. По технической характеристике этим условиям соответствует буровой станок СБШ-250 МН.

2. Дано: экскаватор ЭКГ-5А; показатель трудности проведения бурения 77б = 6.

Решение

Вид бурения, в первую очередь, определяется горно-техно-логическими характеристиками пород (буримостью). Исходя из исходных данных для наших условий принимается шнековое бурение (стр. 52--54 [27]).

Диаметр буримости скважин при вместимости ковша Е = 5 м3 и породах I--II класса по буримости ориентировочно можно определить по формуле:

</с=9,7 Е+ 122 = 9,7-5+ 122= 160,5 мм.

Диаметр буровой скважины принимается 160,5 мм.

Для буримости пород с показателем трудности бурения Ш = 6 принимаем станок СБР-160. Станки типа СБР используются при бурении скважин диаметром 125, 160 и 200 мм в породах с показателем буримости Щ = 1+6 [27].

Согласно справочным данным буровой станок СБР-160 должен работать в комплексе с погрузочными машинами с вместимостью ковша 3+5 м3. Режим работы экскаваторов при этом может быть принят трехсменный, а буровых станков -- двухсменный.

Следовательно, вид бурения и модель бурового станка обоснованы верно.

Рассчитать техническую скорость бурения и производительность бурового станка

Дано: сж = 100 МПа; сдв = 18 МПа; = 26 Н/дм3.

Решение

Показатель трудности бурения:

П6 =7*1 -2*(уож+ усдв + ) = 0,07 *(100 +18 + 26) = 10,08 =10.

Согласно классификации пород по буримости породы относятся к средней трудности бурения.

Принимается для бурения шарошечный станок 2СБШ-200Н, как рациональный при показателе П6 =10, [1].

Оптимальная скорость вращения долота пь = 120 об/мин =1,3 с-' (стр. 61 [1]).

Техническая скорость бурения:

Vб = =

где Ро - осевое усилие подачи бурового става (Ро = 300 кН, стр. 61 [1]); dд = 0,214 -- диаметр долота, м.

Сменная производительность станка (без учета внеплановых простоев):

Qб = ,

где Тсм, Тп.з, Тр.п -- соответственно продолжительность смены, подготовительно-заключительных операций и регламентированных перерывов, ч; tb = 0,03 ч/м --вспомогательное время бурения 1 м скважины (при шарошечном бурении tb = 0,033-0,066).

Основное удельное время бурения, ч/м;

tо=

Тп.з, + Тр.п = 1ч; nсм = 8 ч

Сменная производительность станка:

Qб = = 92 м/смену.

Следовательно, вид бурения и модель бурового станка обоснованы верно.

III. Выполнить расчеты по исходным данным табл. (по последней цифре).

№	Наименования данных	№ вариантов
		0	1	2	3	4	5	6	7	8	9
1	Предел прочности при сжатии, усж, МПа	130	150	100	120	110	140	160	145	165	170
2	Предел прочности при сдвиге, усдв, МПа	16	17	18	19	17	18	16	20	19	18
3	Плотность породы, г, Н/дм3	25	26	27	28	29	25	26	27	28	26
4	Оптимальная скорость вращения долота пь, с-'	1,3 с-'	1,3 с-'	1,3 с-'	1,3 с-'	1,3 с-'	1,3 с-'	1,3 с-'	1,3 с-'	1,3 с-'	1,3 с-'
5	Осевое усилие подачи бурового става Ро, кН,	310	320	330	300	310	320	310	300	320	300
6	Диаметр долота, dд, м.	0,21	0,21	0,21	0,21	0,2	0,21	0,21	0,21	0,21	0,21
7	Вспомогательное время бурения 1 м скважины, tb, ч/м	0,03	0,02	0,04	0,02	0,03	0,04	0,02	0,05	0,02	0,03

IV.Оформить отчёт по практической работе № 9 на листах формата А 4 и защитить его.

2.4 Рассчитать производительность конвейера канатно-ленточного типа

Практическая работа № 10

Тема: Рассчитать производительность конвейера канатно-ленточного типа

Задание: I. Выписать и изучить основные термины и понятия по теме. Контрольные вопросы:

Условия применения конвейеров на карьерах.

Какие типы конвейеров вы знаете?

Схема ленточного конвейера.

Устройство ленточного конвейера и принцип его работы.

Для чего предназначены передвижные разгрузочные устройства.

Как производится монтаж, перемещение и демонтаж ленточного конвейера на разрезе, карьере и отвале?

Схема перемещения вскрышных пород в выработанное пространство по периметру карьера.

Факторы, влияющие на производительность конвейеров на открытых горных работах.

Схема перемещения вскрышных пород на внешние отвалы.

II. Пример. Рассчитать производительность конвейера канатно-ленточного типа.

Дано: ширина конвейерной ленты В = 1000 мм; коэффициент загрузки ленты 3 = 0,9.

Решение

Техническая производительность ленточного конвейера (фор-ла 16.17 [3]):

QТ= Кпр *(0,9В - 0,05)2*V*Кп* 3, м3/ч,

где Кпр -- коэффициент, величина которого определяется формой ленты, углами наклона боковых роликов и откоса наыпного груза (по таблице, Кпр = 625);

В -- ширина ленты -- 1,0 м;

V--скорость движения конвейерной ленты (по табл. 16.1 [3]) -- 4 м/с;

3 -- коэффициент загрузки ленты -- 0,9;

Кп -- коэффициент, учитывающий трудность транспортирования породы.

Кп =

где nт.п. - паспортный показатель трудности транспортирования породы - 1,45 (по табл. 16.4 3); nт =3 (II класс - легкотранспортируемые, определяется по фор-ле 11.2 3).

Qт = 625*(0,9*1,0 - 0,05)2*4*0,9*0,62 = 1120 м3/ч.

III. Выполнить расчеты по исходным данным табл. (по последней цифре).

№	Наименования данных	№ вариантов
		0	1	2	3	4	5	6	7	8	9
1	Коэффициент загрузки ленты 3	0,9	0,9	0,9	0,9	0,9	0,9	0,9	0,9	0,9	0,9
2	Коэффициент, величина которого определяется формой ленты, Кпр	625	625	625	625	625	625	625	625	625	625
3	Ширина ленты В, м;	1,0	1,1	1,2	1,0	1,1	1,2	1,0	1,1	1,2	1,0
4	Скорость движения конвейерной ленты, V, м/с	2,5	2,7	2,9	3,0	3,2	3,4	3,5	2,8	3,8	4,0
5	Угол наклона конвейера,	15	16	17	18	19	20	15	17	19	20
6	Коэффициент, учитывающий трудность транспортирования породы, Кп	0,62	0,62	0,62	0,62	0,62	0,62	0,62	0,62	0,62	0,62
7	Паспортный показатель трудности транспортирования породы, nт.п.	1,45	1,45	1,45	1,45	1,45	1,45	1,45	1,45	1,45	1,45



IV. Оформить отчёт по практической работе № 10 на листах формата А 4 и защитить его.

2.5 Определить производительность камнерезной машины

Практическая работа № 11

Тема: Определить производительность камнерезной машины

Задание:

I. Выписать и изучить основные термины и понятия по теме. Контрольные вопросы:

Камнерезные машины.

Технология и механизация разработки месторождений стенового камня. Основные операции вырезки камня из массива.

Технология и механизация разработки мраморных и гранитных месторождений. Разработка гранитных месторождений.

II. Пример. Дано: проектная производственная мощность карьера Wгод по стеновому камню (188 х 190 х 390 мм согласно ГОСТ 4001 --77) 1420 000 шт / год; коэффициент извлечения камней Ки = 0,55; длина фронта работ Z = 90 м.

Решение

Подготовка стенового камня к выемке согласно исходным данным осуществляется камнерезной машиной СМ-89АУ.

Техническая производительность камнерезной машины (фор-ла на стр. 45[3]):

Qч = м3/ч,

где Qч -- часовая производительность камнерезной машины, м3/ч;

Vр -- скорость рабочей подачи, м/мин (при прочности камня на сжатие асж = 15 МПа; Vр = 1,2 м/мин);

Z -- длина фронта работ, м Z = 90 м);

а, в, с -- постоянные коэффициенты, зависящие от конструктивных и технологических параметров камнерезной машины (для СМ - 89 АУ a = 44, b = 11, c = 38).

Следовательно,

Qч = 4,15 м3/ч,

Эксплуатационная производительность камнерезной машины:

Q э = Qч*Ки.в, м3/ч,

где Ки.в-- коэффициент использования машины в течение смены.

Ки.в =,

Где

Тс -- продолжительность смены -- 8 ч;

Тп.з -- время на выполнение подготовительно-заключительных операций -- 0,13 Тс; Тп -- время перестройки машины -- 0,05 Тс; Тпер -- время перегона машины -- 0,02 Тс.

Итак,

Ки.в. = =0,8

Qэ = 4,15*0,8 = 3,32 м3/ч.

Годовая эксплуатационная производительность камнерезной машины:

Q год = Nсм *t*Qз м3

где Nсм -- число рабочих смен в году -- 254; t -- продолжительность смены -- 8 ч.

Q год = 254 * 8 * 3,32 = 6746 м3/год.

Число камнерезных машин:

n = =5,396

где W1год -- проектная мощность карьера по стеновому камню, м3/год;

kи -- коэффициент извлечения -- 0,55.

W1 год = Wгод/nк м3/год,

где nк -- количество камней в 1 м3 при размерах камня 188 х 190 х х390мм (nк = 71);

W1 год = 1420000/71= 20000 м3/год.

Выполнить расчеты по исходным данным табл. (по последней цифре).

№	Наименования данных	№ вариантов
		0	1	2	3	4	5	6	7	8	9
1	Коэффициент извлечения камней Ки ;	0,55	0,55	0,55	0,55	0,55	0,55	0,55	0,55	0,55	0,55
2	Длина фронта работ Z; м.	90	85	88	92	95	100	97	103	105	100
3	Скорость рабочей подачи Vр; м/мин);	1,2	1,1	1,0	1,3	1,25	1,15	1,2	1,3	0,95	1,1
4	Количество камней в 1 м3, nк
5	Постоянные коэффициенты, a ; b ; c ;	44 11 38	44 11 38	44 11 38	44 11 38	44 11 38	44 11 38	44 11 38	44 11 38	44 11 38	44 11 38
6	Производственная мощность карьера Wгод тыс. шт / год	14,2	14,0	14,5	14,1	13,8	13,9	14,3	13,2	14,4	14,5

Оформить отчёт по практической работе № 11 на листах формата А 4 и защитить его.



3. Определение параметров основных производственных процессов и графическое изображение схемы ведения горных работ

Практическая работа № 12

Тема: Определение параметров основных производственных процессов и графическое изображение схемы ведения горных работ

Задание: I. Выписать и изучить основные термины и понятия по теме. Контрольные вопросы:

Преимущества и недостатки открытых горных работ, применяемое оборудование.

Основные элементы и параметры карьера. Уступ и его элементы.

Периоды и производственные процессы открытых горных работ.

Способы производства открытых горных работ по виду применяемого оборудования.

Вид и некоторые параметры отвалообразования.

Какие показатели трудности проведения производственных процессов на карьерах Вы знаете?

Параметры взрывных скважин.

Виды и параметры выемочно-погрузочных работ.

Способы бурения на карьерах.

II. Пример 2.2. Рассчитать параметры основных технологических процессов

Дано:

Средняя мощность полезного ископаемого mср = 800 м

Мощность вскрыши до верхнего горизонта полезного ископаемого

mв= 60 м

Максимальная мощность mmax, = 90 м

Длина залежи по проcтиранию Lд =900 м

Ширина залежи по падению Lш = 1200м

Высота рабочей зоны hр.з =45 м

Верхняя граница участка расположена на глубине hд=60м от поверхности

Грузопоток Wг.п = 5100 м3/см

Расстояние перемещения породы по поверхности S=3000м

Средний размер отдельностей в массиве lср = 0,08 м

Породы сухие

Физико-технические свойства разрабатываемых вскрышных пород:

сж= МПа; сдв =31 МПа; раст=10,5МПа; =31 Н/дм3.

Решение

I. Показатели трудности проведения отдельных процессов.

1. Показатель трудности разрушения породы:

Пр = 0,05*[kmр*( уож+ усдв+ ураст)+ *g)].

Исходя из значения lср коэффициент трещиноватости kmр = 0,8. Тогда

Пр = 7,61. При таком значении Пр необходима подготовка пород к выемке с помощью буровзрывного способа.

2. Показатель трудности бурения:

Пр = 0,07*( уож+ усдв+ ураст+ ) = 12.

3. Эталонный удельный расход ВВ:

qэ= 0,2*( уож+ усдв+ ураст+ ) = 36,5

Показатель трудности экскавации:

Относительный показатель трудности экскавации (для взорванных пород) определяется по формуле:

Пэ = 0,022*(А + ),

Где

А = 10*g*d + усд; Кр

-- коэффициент разрыхления породы; dср -- средний размер кусков разрушенной породы в развале, м.

Величина dср зависит от параметров выемочно-погрузочного и транспортного оборудования. При использовании мехлопат или автотранспорта

dср = (0,150,2)*,

где Е - вместимость ковша экскаватора, м3.

Для выполнения задания по грузопотоку Vсм = 5100 м3/смену при высоте рабочей зоны 45 м с учетом свойств пород (скальных) и типа залежи ОКСН на выемочно-погрузочных работах используются экскаваторы ЭКГ-8И (по данным Гипроруды Qсм = 18002000 м3/смену). Тогда

dср = (0,150,2)*=0,3 м , Пэ = 6,610

при Кр = 1,21,3.

5. Относительный показатель трудности транспортирования пород определяется по формуле:

Пт = 0,06 + 5d'ср*А + 20W*n*B*C,

где d1ср -- средний размер кусков породы в cосуде, м.

A = 1 +0,1* усдв = 4,1; W - влажность перевозимых пород, доли, ед;

n - содержание глинистых частиц, доли ед; В - показатель учитывающий продолжительность транспортировки, равный В = 1 + 1g(T + 1);

С = 1 - 0,025*t = 1 (t -- температура воздуха, которая учитывается при t < 0 °С).

В связи с тем, что породы в исходном состоянии являются осушенными, скальными и время транспортирования не превышает 1 часа, последнее слагаемое в данном случае исключим из расчета.

Тогда Пт =8,0.

Исходя из имеющихся данных - округлая крутопадающая залежь неправильной формы; сравнительно небольшие размеры фронта работ на уступе и глубина ведения горных работ (до 100 м); расстояние транспортировки по поверхности 3 км; значение Пт =8,0; принимаем автотранспорт.

На проектируемом участке вскрышные породы подготавливаются к выемке с помощью буровзрывных работ, выемочно-погрузочные работы выполняются мехлопатами с Е=8 м3, породы транспортируются автосамосвалами во внешние отвалы, на которых работают бульдозеры. Участок включает в себя три уступа высотой по 15 м каждый (Ну).

II. Расчет параметров буровзрывных работ (рис. 1)

II.1. Параметры взрывных работ.

А. Проектный удельный расход ВВ:

qn = qэ *Kвв *Kд *Km *Kcз *Kv *Kcm , г/м3 .

где Квв - переводной коэффициент от аммонита № 6ЖВ; при сухих породах и Пр = 12 выбирается зерногранулит 79/21 (Квв = 1,0); Кд - коэффициент, учитывающий потребную степень дробления

(Кд =0,5/dср= 0,15 0,2*3vЕ = 1,67 м);

Рис. 1. Паспорт буровзрывных работ

Кт - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва:

Кт = 1,2*lср + 0,2= 1,16

где lср -- средний размер структурного породного блока, м; Ксз -- коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности зарядов ВВ и зависящий от диаметра скважины; для пород с Пт =8,0 и в данных условиях рационально применять шарошечное бурение с диаметром скважин dср= 250 мм; при этом Ксз = 1,2;

Ку -- коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой породы:

К'у = 1,0 при Ну> 15 м,

где Ксп -- коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей nс взрываемой части массива (при пс = 2, Ксп = 8); Ну -- высота разрабатываемого уступа, м.

Отсюда имеем:

qп = 0,68 кг/м3.

Б. Сопротивление по подошве уступа:

, м

где К1 -- коэффициент, учитывающий трудность взрывания горных пород; для трудновзрываемых пород берем

К1 = 0,8;

Р=7,85*d2с*,

кг/м -- вместимость скважины (dс , дм; -- плотность заряжания, кг/дм3 -- при механизированном заряжании сыпучих ВВ = 1,0 кг/дм3).

Тогда W = 7,4 м.

Проверка на безопасность обуривания:

Wmin = Hy*ctg a + 3, м

где a = 750 - угол откоса уступа для заданных пород.

Отсюда Wmin =7,4 м.

Условие выполняется.

В. Параметры расположения скважинных зарядов:

1) расстояние между скважинами в ряду:

а = m*Wлпп, м

где m-коэффициент сближения зарядов, зависящий от класса взрываемости горных пород (m=0,75 0,85 для трудновзрываемых пород), тогда а =7,4 м;

2) расстояние между рядами скважин при многорядном расположении и квадратной сетке скважин:

в = а, м;

где в - расстояние между рядами скважин, м.

Г. Параметры взрывных скважин.

Глубина скважины, Lс, м

, м

где - угол наклона скважины к горизонту, градус; для вертикальных скважин = 900

hу - высота уступа, м; lп - глубина перебура скважины для труднобуримых пород lп=(10 15)* dс, м;

lп= 3,0 м; Lc = 18,0 м

При взрываемости пород II кл. lп 10 dс

При взрываемости пород III - IV кл. lп 15 dс

Длина забойки для труднобуримых пород:

lз = 20*dс=20*0,25=5 м.

Длина заряда lвв=Lс - lз =18-5=13 м.

Масса заряда в скважине

Qз.р.=Р* lвв, кг = 556 кг;

где Qз.р. - расчетный заряд ВВ в скважине;

Р=7,85* dс2 *,

кг/м - вместимость скважины по ВВ 1м. длины

dc - диаметр скважины, дм;

- коэффициент, учитывающий плотность заряжания;

Д. Схемы коммутации зарядов и определение интервала короткозамедления.

Принимается порядная схема коммутации зарядов при количестве рядов скважин п 3 и > 25 мс.

Интервал короткозамедления для такого случая:

= K*W = (24)*W = 30 мс.

где К--коэффициент, зависящий от взрываемости породы.

II. 2. Параметры развала.

Ширина развала:

Bм = Kз*Bо + (n - 1)*b, м

где К3 = 1,0 при порядных схемах взрывания;

Bо = Kз*K **Hy, м

где Кв = 22,5 -- для трудновзрываемых пород; Кв = 1,0 при = 90°; Ну -- высота уступа, м.

Отсюда при n = 3, Ви = 40 м.

Высота развала при п = 23 составляет

: Hр = (0,61,0)*Hу, м.

II. З. Тип и производительность бурового станка.

Исходя из требуемого dс = 250 мм и значения Пб = 12 принимаем шарошечный станок СБШ-250 (табл. 2.3).

Техническая характеристика СБШ-250

Диаметр долота, мм 243; 269

Осевое давление, т До 30

Частота вращения долота, об/мин 157; 81

Масса станка, т 60

Таблица 1

Рациональное сочетание моделей мехлопат и буровых станков (по Ржевскому В.В.)

Буримость и взрываемость пород	Модель мехлопаты	Модель бурового станка	Диаметр скважины, мм
I класс по буримости, I--II классы по взрываемости	ЭКГ- 3,2 ЭКГ- 5 ЭКГ- 8И ЭКГ-12,5	СБР-160 СБР-160 СБР- 200 СБР- 250	160 160 200 250
II класс по буримости, I--III классы по взрываемости	ЭКГ-3,2 ЭКГ-5 ЭКГ-8И ЭКГ-12,5	СБШ-250 СБШ-200 СБШ-250МН СБШ-400	160 243 269 400
III класс по буримости, II--III классы по взрываемости	ЭКГ-3,2 ЭКГ-5 ЭКГ-8И ЭКГ-12,5	СБШ-200 СБШ-250МН СБШ-300 СБШ-320	190 243 290 320

Примечание. Рациональные сочетания моделей экскаваторов и буровых станков при разработке пород IV--V классов по взрываемости определяются индивидуально для конкретных условий

Техническая скорость бурения:

, м/ч,

где Ро = 300 кН -- осевое давление; пв = 1,3 с-' -- частота вращения долота; dд = 0,25 м -- диаметр долота.

Тогда Vb= 12 м/ч.

Сменная производительность бурового станка:

Qб = ,

где Те = 7 ч -- время смены; Tп.з + Тр.п = 0,5 ч -- время на подготовительно-заключительные операции и регламентированные простои;

t0 = 1/Vб = 0,083 ч

-- основное время бурения 1 м скважины; tв = 0,05 ч -- время на вспомогательные операции на 1 м скважины.

Тогда Qб = 50 м/смену.

При параметрах сетки скважин 7,4 х 7,4 м выход взорванной горной массы с 1 м скважины составит около 50 м3.

При трехсменной работе на выемочно-погрузочных работах Vсут = 15300 м3, что потребует бурения около 300 м скважин в сутки.

При двухсменной работе буровых станков на проектируемом участке потребуется

Nб.ст = = 3 станка,

III. Расчет параметров выемочно-погрузочных работ.

III. 1. Для экскавации взорванной породы средней кусковатости (dсР = 0,4 м) с показателем П'я = 6,6 и высоте уступа hy = 15 м принимается мехлопата карьерного типа ЭКГ-8И.

Техническая характеристика ЭКГ-8И

Вместимость ковша Е, м3 8; 10

Радиус черпания на уровне стояния Rч. у, м 11,9

Максимальная высота черпания Hч. mах, м 12,5

Паспортная продолжительность цикла Тцп, с 28

Масса экскаватора Р, т 370

Ш.2. Параметры забоя (рис. 2.).

Высота забоя в сыпучих породах средней кусковатости:

Hз mах = (1,05--1,15)*H max = 13,114,3 м.

Рис. 2. Паспорт выемочно-погрузочных работ

Принимается Н3. mаx = 14м (в соответствии с высотой развала).

Ширина панели соответствует ширине взрывного блока и составляет 27,4 м. Ширина заходки по развалу при автомобильном транспорте принимаем равной А = 40 м (сквозная, широкая, продольная).

Ш.З. Производительность экскаватора.

Паспортная производительность:

Qп =3600*Е / Тцп =1030 м3/ч.

Техническая производительность определяется по формуле:

Qп =3600*Е*Кэ*Ктв / Тц , м3/ч.

где

Тц =tч + tп + tр

-- фактическая продолжительность цикла, с;

tЧ = Пэл / Пэп*t чп

*Кр -- время черпания, с; Пэ.л, Пэп -- соответственно фактический и паспортный показатели трудности экскавации (Пэл = 6,3); tчп -- паспортная продолжительность черпания пород, равна 9 с; Кр =1,2 -- средневзвешенный коэффициент разрушения породы в развале,

Пэ.л= Кв *Ктр*Пэ.р,

где Кв -- эмпирический коэффициент, равный 1,0 -- для мехлопат; Ктр -- эмпирический коэффициент, учитывающий минимально необходимые простой по транспортным условиям, в зависимости от схемы путевого развития Ктр = 0,6-5ч1,0; Кт.в = 0,68ч0,97 -- коэффициент влияния технологии; Пэ.р -- относительный показатель трудности экскавации разрушенных пород.

Тогда Тц = 11 с. При петлевой схеме подачи автотранспорта средний угол поворота экскаватора в = 110° и время поворота

tп = t прп* в/ вп = 23 с,

где t прп и вп -- паспортные значения времени на поворотно-разгрузочные операции и угла поворота; tР = 1 с -- время разгрузки.

В результате T ц = 35 с.

Коэффициент экскавации:

Кэ = Кнк / Крк

где Кнк и Крк -- коэффициенты наполнения ковша и разрыхления породы в ковше.

При Е = 8 м3 и dср = 0,4 м имеем:

Кнк = 1,0; Крк = 1,59; Кэ = 0,63; Ктв = 0,78.

В результате Qт = 405 м3/ч.

При валовой выемке пород одинаковой прочности в пределах забоя различие между эффективной и технической производительностями несущественно, т. е.

Q'эф = 405 мз/ч.

Эксплуатационная производительность:

Q'эс = Qэф*Тс* Ккл*Кпр, м3/смену

где Тс-- время смены =7 ч; Ккл -- климатический коэффициент.

Для средней полосы Ккл = 1,0.

Кпр = ,

где Трп -- общее время на регламентированные простои.

В нашем случае

Трп = 1,75 ч.

Ктр=

где Ктр -- коэффициент, учитывающий влияние транспорта; tп -- время погрузки автосамосвала, мин; t0 -- время обмена автосамосвалов в забое, мин.

tп = , мин

где Vс -- объем породы в кузове.

У БелАЗ-75091 объем кузова 38,2 м3, однако с учетом грузоподъемности

q = 75 т он равен:

Vc= q/г = 75/3,1 = 24 м3

где Кнер = 0,9--коэффициент неравномерности.

Тогда tg = 4 мин.

Время обмена 0,51 мин. Принимаем t0 = 0,7 мин.

Отсюда Kтр = 0,85; Kпр = 0,64.

В результате Q'эс = 1800 м3/см.

IV. Расчет параметров перемещения породы автомобильным транспортом...