Главная Коллекция "Revolution" Производство и технологии Расчет и организация технологических процессов на карьере

Расчет и организация технологических процессов на карьере

Расчет параметров и организация основных технологических процессов на карьере. Структура комплексной механизации: выбор подкласса структуры механизации, выбор типа бурстанка, вида и типа выемочной машины, способа производства вспомогательных процессов.

Рубрика Производство и технологии
Вид курсовая работа
Язык русский
Дата добавления 12.02.2013
Размер файла 97,8 K
рефераты на заказ со скидкой

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Петрозаводский Государственный университет

Кафедра горного дела

Тема проекта: Расчет и организация технологических процессов на карьере.

Содержание

  • 1. Исходные данные
  • I. Введение
  • II. Структура комплексной механизации
  • III. Параметры и показатели технологических процессов
  • 3.1 Буровые работы
  • 3.2 Взрывные работы
  • 3.2.2 Допускаемый габаритный кусок dр взорванной массы по условиям экскавации
  • 3.3 Выемочно-погрузочные работы
  • 4. Общие сведения по Центральному карьеру
  • 4.1 План развития горных работ по 2007 году
  • 4.2 Протяженность уступов, поставленных в конечное положение
  • 5. Вывод по работе
  • Список использованной литературы

1. Исходные данные

Характеристика породы габбро-диабаз:

крепость f =16;

сопротивление пород на сжатие =180,0 МПа,

на сдвиг 34,9 МПа,

на растяжение =27,0 МПа;

класс взрываемости-IV,

показатель буримости Пб =16 (по В.В. Ржевскому); плотность=3,08 т/м3.

Характеристика массива: категория трещеноватости - III; обводненность - незначительная.

Параметры рабочей зоны: высота уступа hу=12м; угол откоса уступа =75 градусов

Транспорт - автомобильный, общая длина откатки l0=2,9 км.

Расчетный месяц - июль 2007.

Объем выемочных работ: на расчетный месяц =420 тыс. м3;

на последующий =440 тыс. м3; на год =5200 тыс. м3.

Общие, перешедшие с месяца i-1 на начало расчетного:

обуренной массы Бi+1=280тыс. м3, Вi-1=100тыс. м3.

Сроки службы оборудования, лет:

экскаваторов № 1= 10.

бурстанков № 1= 8, № 2= 5.

Предусмотреть ремонты:

Экскаваторов №1-7,№2-4,№3-4,№4-6;

Бурстанков №1-5, №2 - 8,№3-2.

I. Введение

Данная работа является завершающим этапом изучения дисциплины "Процессы Огр".

Задачи курсовой работы:

· организация работ на карьере;

· закрепление теоретического материала;

· анализ технологических процессов на карьере;

· сопоставление теории и практики при ведении открытых горных работ;

· подготовка к дипломному проектированию.

Пояснительная записка состоит из 6 разделов:

1. Оценка исходной информации (раздел раскрывает краткую геотехнологическую характеристику пород, массива и дает общую оценку природным условиям. На основе задания производится оценка состояния работ на начало расчётного месяца, предположительные объёмы работ на расчётный и последующие месяцы).

2. Структура комплексной механизации (производится выбор подкласса структуры механизации (СМ), обоснование выбранного типа бурстанка, вида и типа выемочной машины, способа производства вспомогательных процессов).

3. Параметры и показатели технологических процессов

3.1 Буровые работы (производится обоснование типа бурового инструмента, его диаметра, угла наклона скважин. Подробная оценка факторов, подлежащих учету при выборе параметров режима бурения и расчета его скорости, обоснование параметров режимов бурения, расчет механической и технической скорости бурения.)

3.2 Взрывные работы (обоснование схемы коммутации зарядов в блоке, оптимального объема взрывного блока и его длины, числа скважин в блоке, способа взрывных работ, определение типа ВВ, диаметра скважин, угла их наклона,)

3.3 Выемочно-погрузочные работы

4. Общие сведения по Центральному карьеру (План развития горных работ по 2007 году, технические и технологические задачи, протяжённость уступов).

Графическая часть проекта и пояснения к ним:

Перечень пунктов правил для определения параметров карьерных дорог.

Организационно-технические мероприятия, обеспечивающие безопасность движения на карьерных автодорогах.

Примечания.

1. - Паспорт временных карьерных автодорог категории 3 для движения а/с Юнит-Риг М200 по съезду из взорванной горной породы без учёта электроснабжения.

2. - . - Паспорт постоянных карьерных автодорог категории 3 на скальном грунте для движения а/с Юнит-Риг М200 с учётом электроснабжения.

II. Структура комплексной механизации

Разрабатываются породы крепостью f = 16, труднобуримые и трудновзрываемые с показателями буримости (Пб=16) и взрываемости Ш по классификации В.В. Ржевского. Годовой объем работ 5 млн. мі/г.

Транспорт автомобильный, плечо откатки в среднем 2,9 км.

Для заданных условий принимается СМ 4 класса подкласса В со взрывной подготовкой пород к выемке.

В соответствии с крепостью пород и объемом работ целесообразно применять станки вращательного бурения шарошечными долотами с очисткой скважины воздухом с условными диаметрами буримой скважины от 240 до 260 мм; экскаваторы - мех. лопаты с емкостью ковша 8-12 м3.

Принимаем экскаваторы ЭКГ-10 (ёмкость ковша-8м), буровые станки СБШ-270ИЗ, а согласно объемам работ и дальности откатки - автосамосвалы Юнит-Риг М200, грузоподъёмностью 180 т.

Для вспомогательных работ принимаются зарядные машины М3П-6, бульдозеры Д575С.

Можно использовать станки шарошечного, пневмоударного и термического бурения. В нашем случае шарошечный вид бурения наиболее рационален.

карьер механизация бурстанок выемочный

III. Параметры и показатели технологических процессов

3.1 Буровые работы

В качестве бурового станка был выбран станок шарошечного бурения типа СБШ-270ИЗ, со следующей технической характеристикой:

Диаметр долота, мм 244,5 269,9;

Глубина скважины, м, не более 32;

Направление бурения к вертикали, градус 0; 15; 30;

Осевое усилие, кН, не более 450

Частота вращения долота, с-1 0 - 1,68;

Подача компрессора, м3/с 0,67;

Мощность электродвигателя, кВт:

Установленная 650;

Вращателя 68;

Компрессора 200;

Хода 44

Ходовое оборудование УГ-60М;

Скорость передвижения, км/ч 1,6;

Давление на грунт, Мпа 0,15;

Габариты, мм 9200*5450*15350;

Масса станка, т 136

Шарошечное бурение осуществляется долотами, имеющими в качестве разрушающего органа конусообразные шарошки с зубьями или штырями, армированными твёрдыми сплавами.

При вращении долота шарошки наносят зубьями (штырями) удары по забою скважины. Отколовшиеся частицы породы транспортируются из забоя скважины сжатым воздухом или водовоздушной смесью.

3.1.1 Обоснование типа бурового инструмента и его диаметра. Тип долота определяется показателем f - крепостью породы (по шкале проф.М. М. Протодьяконова), так при f = 16: тип долота - К (зубки с полусферической рабочей головкой);бвооружение долота - вставные зубья.

Диаметр долота и угол наклона скважин принимается в соответствии с технической характеристикой бурстанка, равный 244,5 мм и 00 соответственно.

3.1.2 Определение параметров бурения.

Допускаемые осевые усилия:

Согласно характеристике станка Pmax = 450 кН, по прочности шарошек Pmax определяется как:

кН,

где d2д - диаметр долота, м.

тогда: Кн.

Оптимальное осевое усилие по Б.А. Симкину:

удельное кН/см, тогда полное кН.

Оптимальное усилие по В.В. Ржевскому:

кН,

где р/0 - удельное оптимальное усилие, кН / см. (принимается согласно рекомендации). Расчётное усилие, таким образом, Рр = 260 кН.

Оптимальная частота вращения става с-1,Допускаемая с-1, принимаем к расчёту n = 2,0 с-1.

Механическая скорость бурения:

, м/ч

где Рр - расчётное усилие, кН;

nв - частота вращения става, с-1;

ПБ - показатель по буримости;

dд - диаметр долота, м.

Тогда механическая скорость бурения равна 13,6 м/ч

Определим техническую скорость бурения с учётом усложняющих её факторов по формуле:

, м/ч

где Vм - теоретическое значение (механическая скорость);

Кв - коэффициент, учитывающий обводнённость массива;

Ктр - коэффициент, учитывающий трещиноватость массива;

Кскв - коэффициент, учитывающий глубину скважин;

К - коэффициент, учитывающий глубину скважин.

тогда VБ = 11,8 м/ч.

Проверим значение VБ по фактору расхода воздуха на продувку скважины по формуле:

м/ч,

где

Qв - производительность компрессора, м3 с-1;

тв - плотность воздуха или воздушно - водяной смеси исходящего из скважины потока. При воздушной продувке тв1,3 кг/м3; для воздушно водяной смеси при среднем расходе воды 0,05 - 0,08 л/с тв = 1,4…1,5 кг/м3;

- массовая доля частиц породы в отводящем потоке, 0,4…0,6;

dс - диаметр скважины, м. Ориентировочно dc dд;

п - плотность буримых пород, т/м3;

VБ = 11,4 м/ч., следовательно частота вращения бурового става (nв) и расчётное усилие (Рр) подобраны рационально.

3.2 Взрывные работы

В данном разделе параметры взрывных работ рассчитываются по методике Гипроруды.

В способе взрывания примем:

1. по углу наклона скважин: вертикальными скважинами;

2. по числу рядов скважин: 4-х рядное;

3. по числу скважин в ряду: одиночными скважинами;

4. по времени взрывания: короткозамедленное;

5. по конструкции зарядов: сплошные колонковые;

6. по типу сетки скважин, аb: прямоугольная;

7. по степени свободы взрывания: на свободную плоскость;

Породы по трудности взрываемости относятся к весьма трудновзрываемым. Применяем ВВ: аммонит 6ЖВ.

3.2.1 Параметры взрывных скважин.

3.2.1.1 диаметр скважины:

dc=dи * Кразб,

где dи - диаметр бурового инструмента, Кразб - коэффициент разбура. Тогда: dc=dи*Кразб=244,5*1,02=250мм.

3.2.1.2 Длина скважины:

,

где hу - высота уступа. hу=10 м.

вс - наклон скважины к горизонту. вс=750

lп - длина перебура.

3.2.1.3 Длина перебура:

Ln =dc*Кпер,

где dс - диаметр скважины. dс-250 мм.

тогда: lп=14·0,250=3,5 м.

следовательно, Lс=hy+Ln=12+3,5=15,5 м

3.2.1.4 Длина забойки скважины:

lзаб= Кс·Lс,

где Кс - коэффициент забойки.

(IIIкатегория трещеноватости, то Кс= (0,2-0,3)).

Lc - длина скважины.

тогда lзаб = 0,2 ·14,5 = 2,9 м.

3.2.2 Допускаемый габаритный кусок dр взорванной массы по условиям экскавации

(по Гипроруде)

Емкость ковша E = 10 мі, отсюда следует, что dр=2.4 м.

3.2.3 Эталонный удельный расход ВВ: (определяем по Гипроруде табл. П 7.3):

так как данная порода имеет III степень трещиноватости и f=16, то qэт = 0.67 кг/м3.

3.2.4 Паспортный расход ВВ первого ряда скважин, кг/м3:

q'n= qэт· Квв·Кдс·Кдр·Кв,

где

Квв - коэффициент, учитывающий тип ВВ. Квв=1,0 (табл. П.7.4)

Кдс - коэффициент, учитывающий диаметр скважин. Кдс=1,06 (по Гипроруде.)

Кдр - коэффициент, учитывающий степень дробления пород. Кдр=0,87 (по Гипроруде.)

Кв - коэффициент, учитывающий угол наклона скважин. Кв= 1.25, при в=75

Отсюда q'n= qэт· Квв·Кдс·Кдр·Кв =0.67·1·1,06·0,87·1.25=0.77 кг/м3

3.2.4.1 При многорядном взрывании удельный расход

второго и последующих рядов:

при III трещеноватости: q”п= (1.05…1.15) g'n (по Гипроруде).

Тогда q”п= 1,05·1,3=1,37 кг/м3

3.2.5 Удельная вместимость ВВ в скважинах, кг/м.:

р=7,85· dc2·Д,

где dc - диаметр скважин

Д - плотность заряжания. Д = 0,94 кг/дм3

тогда: р=7,85·6,25 ·0,94=48 кг/м

3.2.6 Расчет линии сопротивления по подошве.

3.2.6.1 Минимально допускаемая линия сопротивления по подошве (ЛСПП) для вертикальных скважин:

W min = h у · ctg б у + z,

где z - минимальное расстояние от скважин первого ряда до верхней бровки.

б у - угол наклона уступа. б у = 75.

Согласно ЕПБ обычно z >= 2,5м….3м.

тогда =10 · сtg 75 +3 =4,73 м.

3.2.6.2 Максимально возможная ЛСПП по проработке подошвы уступа:

где m - коэффициент сближения скважины. m=0.85-0.9.

dc - диаметр скважины.

г - плотность породы. г=3,08 т/м3

тогда: =8,9 м.

3.2.6.3 Оптимальная ЛСПП: для вертикальных скважин:

где K - коэффициент, учитывающий взрываемость пород. К=1,0

p - вместимость ВВ в скважине.

q'n - паспортный расход ВВ первого ряда.

тогда: =7,9м.

Соотношение w min < Wр следовательно что ЛСПП рассчитано верно.

3.2.7 Расчет сетки скважин.

3.2.7.1 Расстояние между скважинами:

a=m*W,

где m - коэффициент сближения скважин; m=0,9.

Wр - ЛСПП.

тогда: a=0,9* 7,9=7,1м.

3.2.7.2 Расстояние между рядами:

b=K*a,

где Кс - коэффициент сближения (для трудновзрываемых пород = 0,85).

тогда: b=0,85*7,1= 6,03 м.

3.2.8 Массы зарядов ВВ в скважинах, кг:

1 - первого ряда: , Q1=1,3· 7,1 ·7,9 ·10= 603 кг.

2 - второго ряда: ; и посл. рядов.

Q2=1.37 ·7,1 · 6,03 ·10=531 кг.

3.2.9 Предельно допускаемая длина заряда ВВ:

[l зар] = Lc-Lзаб,

где Lc - глубина скважины.

Lзаб - глубина забойки.

тогда: [l зар] = Lc-Lзаб = 14,5-4,35=10,15м.

3.2.10. Фактическая длина колонки заряда в скважинах:

1 - первого ряда: . где Q1-масса заряда первого ряда;

p - вместимость ВВ в скважинах.

l'зар = 603/48=14,45 м.

2-второго ряда: . где Q2 - масса заряда второго и посл. рядов.

l”зар=531/ 48=11,06 м.

при этом необходимо выполнение:

для первого ряда: 12,5 12,6;

для второго и других рядов: 11,06 < 12,6

Данные условия выполняются, следовательно, параметры подобраны рационально.

3.2.11. Схема коммутации зарядов.

Данная порода трудновзрываемая, число рядов скважин n=4, то следует применить поперечную с клиновым врубом схему взрывной сети

3.2.12. Степень замедления при КЗВ.

3.2.12.1 Для однорядного взрывания: ,

где Кr - коэф-т, соответствующий для трудновзрываемых пород.

w - оптимальная ЛСПП.

тогда: =2.5·7,9=19,75. мс.

3.2.12.2 Для многорядного взрывания:

тогда: = 1.25·19,75=24,68 мс.

Следовательно, следует применить электродетонатор ЭДКЗ с =25 мс, так как при меньших значениях затрудняется проработка подошвы и наблюдается выброс породы на верхнюю площадку уступа.

3.2.13. Инициирование заряда ВВ и инициирование промежуточных зарядов в скважине.

Инициирование заряда ВВ в скважине осуществляем шашками Т-400Г, ГТП-500, ТГ-500.

Инициирование промежуточных зарядов (шашек) - детонирующим шнуром типов ДША, ДШВ, ДШЭ-12 и ДШЭ-6, либо через волноводы или электросеть. При глубине скважин 15 м и более подводящие нити детонирующего шнура должны дублироваться.

3.2.14. Расчет параметров развала.

3.2.14.1 Ширина развала при однорядном мгновенном взрывании:

B1 = Kв*Kr*K'в*hy* (q'n),

где

hу - высота уступа.

Кr - коэффицент отброса, учитывающий интервал замедления r в сети.

Kв - коэффициент, учитывающий взрываемость пород (2 - 2,5)

К'в - коэффициент, учитывающий угол наклона скважины.

К'в= 1+0,5·sin2 (90-75) = 1+0.5·sin30=1+0,5·0,5=0,75

q'n - паспортный расход ВВ.

тогда В1 =2,5·0,9·1·12·0,77= 20,8 м.

3.2.14.2 Рациональная ширина развала:

Врац = (1,6…5,1) Rч,

где Rч-максимальный радиус черпания на уровне стояния. Rч=12,1 м.

тогда Врац=3,0*12,1=36,3м.

3.2.14.3 Ширина развала при многорядном короткозамедленном взрывании без подпорной стенки:

Вр = В1 + (n-1) b,

где

В1-ширина развала при однорядном мгновенном взрывании.

тогда Вp=20,8+ (4-1) ·6,03 = 38,9 м.

3.2.15. Число рядов скважин.

n = (Врац - В1) / b + 1,

где В1-ширина развала при однорядном мгновенном взрывании.

Врац - рациональная ширина развала.

Следовательно, n = (36,3-20,8) / 6,03 + 1 = 2

3.2.16. Ширина буровой заходки

Вбз = Wp + (n - 1) b, м

где n - число рядов скважин.

тогда Вбз= 7,9+ (4 - 1) · 6,03= 26м.

3.2.17. Ожидаемая максимальная высота развала 0,5

h = 2,38 (-Bp + (Bp*Bp + 1,68*Вбз*hy*Kp/ sin2аy)) sin2ay,

где

Вм - ширина развала при многорядном взрывании.

Вз - ширина заходки.

Ну - высота уступа.

Кr-коэффициент разрыхления.

-угол наклона уступа.

Тогда h = 14 м.

3.2.17.1 Величина высоты развала Hp должна отвечать условиям

,

где Ннв - высота расположения напорного вала экскаватора, м;

Нmax - максимальная высота черпания экскаватора, м.

3.2.17.1.1 Высота расположения напорного вала экскаватора

= 0,56 · 13,5=7,56м.

Следовательно:

7 < h < 15,5

Высота отвала расчита верно.

3.2.18. Размер среднего куска в развале.

,

где Кк - эмпирический коэффициент. Кк=2,0.

тогда

3.2.19. Расчет взрывного блока.

3.2.19.1 Оптимальный объем блока:

где

E - емкость ковша экскаватора, м3.

Q0 - годовая его производительность, тыс. м3.

(по таблице П.5.3 Qо=1.5 млн. м3).

Iв - индекс экономических условий. Iв= 0,9.

Ктр - коэффициент, учитывающий вид карьерного транспорта. Ктр= 1.0

Кг - коэффициент, учитывающий экономико-географические условия района работ.

Кг = 1,2.

тогда Vo = 0,007*8*5200000*0,9*1*1,2 = 314496м3 = 314,49тыс. м3

3.2.19.2 Длина взрываемого блока.

где - объем взрываемого блока.

Hу - высота уступа.

Вбз - ширина буровой заходки.

тогда lбл = 314496/ (12*26) = 906м.

3.2.19.3 Число скважин в блоке.

,

где lб - длина взрываемого блока.

а - расстояние между скважинами.

n - количество рядов скважин.

тогда Nc = 514.

3.2.19.4 Объем бурения в блоке, м

где Nс-число скважин в блоке.

lс-длина скважины.

тогда Vб = 514*15,5 = 7973м.

3.2.19.5 Масса ВВ в блоке, кг.

,

где Qi-масса ВВ в скважинах.

Qi =605 кг.

тогда Qвв = 310970 кг.

3.2.19.6 Расход промежуточных детонаторов определяем по формуле:

, шт

где S - количество шашек на заряд, шт.

Nпд = 514*1 = 514 шт

3.2.19.7 Расход детонирующего шнура Nдш и пиротехнического реле Nрл определим приближённым путём по формулам:

Nдш = 0,75*310970 = 233227м

Nрл = 0,01*310970 = 3110шт.

3.2.19.8 Средний удельный расход ВВ, кг/м3.

,

где Qвв - масса ВВ в блоке.

Vб - объем бурения.

тогда qвв = Qвв/Vбл = 310970/314496 = 0,98 кг/м3.

3.2.20. Выход взорванной горной массы с 1 м длины скважины, м3.

qгм = Vбл/Vб = 314496/7973 = 39,4 м3,3.2.21.

Объем негабарита в блоке, м3.

,

где Рн - ожидаемый выход негабарита. Рн=18%.

Тогда Vн = 0,18*314496 = 56609м3.

3.2.22. Определение безопасных расстояний.

3.2.22.1 Опасное для людей по разлету кусков породы.

, м

где

lзар - длина заряда.

lзаб - длина забойки.

lс - длина скважины.

f - крепость пород.

dс - диаметр скважины.

а - расстояние между скважинами.

Должно выполняться условие:

тогда Rо = 268м.

3.2.22.2 Радиус зоны, где содержание ядовитых газов выше ПДК.0,33

Rя = 160* (Qвв) = 9839, м, где Q вв - это масса ВВ в блоке.

3.3 Выемочно-погрузочные работы

В соответствии с пунктом 1.2 в качестве выемочно-погрузочной техники был выбран экскаватор ЭКГ-10, а в качестве транспортирующей технике - автосамосвал Юнит-Риг М200.

расчеты экскаваторной выемки.

Сначала прогнозируем тип обрушения породы при копании в забое. Согласно Ю.И. Белякову в зависимости от показателей развала dср и Кр оно может быть следующим:

· взорванная масса: связная;

· состояние развала:

коэффициент разрыхления - Кр = 1,1;

средний размер куска в развале - dср=0,5 м;

· угол откоса забоя з: 750;

· характерный вид обрушения: одной волной.

Согласно п.31 ЕПБ высоту уступа (забоя) обосновываем расчётами и определяем, с другой стороны, высотой развала после взрыва. Предельную высоту забоя принимаем в соответствии с типом обрушения:

· тип обрушения: одной волной;

· угол з после обрушения: 780;

· отношение (при dср = 0,5 м) = 1,04м;

Определим исходя из выше приведённых данных как:

|| = Нч,max * 1,05 = 13,5 *1,04 = 14,04 м

где Нч,max - максимальная высота черпания экскаватора;

Тип экскаваторных заходок принимаем в соответствии с выбранным видом транспорта и полученной шириной развала, так для автомобильного транспорта в забое соответствуют следующие типы заходок:

1. продольные;

2. широкие хода;

3. поперечные,

так как ширина развала Вр = 38,9 м, то ( (1), табл. П.8.3.) принимаем поперечные заходки.

3.3.1 Оптимальная ширина заходки при автомобильном транспорте.

где Rчу - радиус черпания экскаватора на уровне стояния.

3.3.2 Число экскаваторных проходов по развалу - nп= 4.

3.3.3 Исполнительная ширина продольных заходок при выбранных nп и Вр.

В3 = Вр/nп = 38,9/4 = 9,7м.

3.3.4 Средний экскаваторный кусок dэ (в соот. с табл. П.8.4.) - 0,4 м.

3.3.5 Высота копания:

где , Кр - коэф. разрыхления. (1,1)

hк = 5,2м.

3.3.6 Глубина копания:

Sк = 0,26м.

Обычно зоны копания bк4…6 м и тогда максимальная ширина развала пород при обрушении забоя: при Кр=1,1: , где hз - высота забоя.

Lо = 7,3м.

Гусеницы экскаватора с запасом 0,5…0,7 м располагаются за зоной возможного обрушения пород.

забой по ширине делят на 2 части:

1. внешняя часть: 0.4·Вз=0,4·12,5=5,0м.

2. внутренняя часть: 0.4·ВзRч. у

5,0?12,2м.

При экскаваторах с Е 5 развал убирается так, чтобы кабина экскаватора находилась с противоположной от откоса развала стороны.

3.3.7 Длительность элементов рабочего цикла экскаватора.

Tц=26 сек.

3.3.8 Техническая производительность условно новой машины.

,

где Е - ёмкость ковша.

Кэ - коэффициент экскавации.

Кэ = 0,6.

Qm = 768,5м3.

4. Общие сведения по Центральному карьеру

4.1 План развития горных работ по 2007 году

1) Закончились горные работы по подготовке к запуску обратных железнодорожных тупиков на горизонты +75 м и +60 м южного борта.

2) Построилась система съездов: с гор +140 м и на гор +128 м северо-восточный борт.

3) Построилась система съездов: с гор +102 м и на гор +120 м западного борта.

4) Построилась система съездов с гор +72 м и на гор +84 м восточного борта.

5) Закончилась постановка восточного борта по горизонтам +84 м, +72 м в конечное положение.

6) Выполнился монтаж водовода по западному борту Центрального участка карьера гор. +85 м - +70 м.

7) Выполнилась зарезка нового горизонта 152 м.

8) Продолжилась отработка по гор. +140 м рудного тела участка "Скалистый-2".

9) Выполнилось строительство временной ж. д. станции гор. +84м северного борта.

10) Запустился прямой ж. д. тупик на гор. +168м и +156м. восточного борта.

11) Запустилась установка СМС (сухая магнитная сепарация).

Распределение добычи руды и выемки вскрыши:

добыча руды - 26870 тыс. т

выемка вскрыши - 19460 тыс. м (3)

коэффициент вскрыши 0,72 м (3) /т.

4.2 Протяженность уступов, поставленных в конечное положение

№

п/п

Горизонты

Единицы

измерения

Протяженность борта

в конечное положение

Примечания

1

2

3

4

5

Участок Центральный (фактич. на 01.01.2006 г.)

1.

+144м, северо-запад

м

273

2.

+132м, северо-запад

-"-

1032

3.

+120м, северо-восток

-"-

745

4.

+108м, запад

-"-

678

5.

+96м, запад

-"-

872

Итого по Центральному участку 3600

План на 2007 год по Центральному участку

1.

+156м, север-1

м

900

2.

+156м, восток

-"-

800

3.

+168м, запад

-"-

600

4.

+108м, юг

-"-

950

5.

+84м, северо-восток

-"-

1600

6.

+96м, северо-восток

-"-

900

7.

+120м, северо-запад

-"-

1000

8.

+96м, северо-запад

-"-

1100

Итого план по Центральному участку 7850

5. Вывод по работе

В данном курсовом проекте по дисциплине "Процессы Огр" мною по исходным данным были рассчитаны параметры и организация технологических процессов на карьере.

По технологическому процессу получил что:

1. плановые объемы работ по экскавации меньше расчетных. Это может быть связано с износом оборудования, с простоями техники. Увеличение объема можно осуществить путем увеличения количества смен или введение еще одной единицы техники.

2. плановые объемы бурения меньше расчетных. Увеличение объема можно осуществить путем увеличения количества смен или введение еще одной единицы техники.

Список использованной литературы

1. Ялтанец И.М., Щадов М.И. Практикум по открытым горным работам. - М.: изд. МГГУ, 2003. - 204 с.

2. Авдеев Ф.А., Барон В.Л., Блейман И.Л. Производство массовых взрывов. - М.: Недра, 1977. - 230 с.

3. Ржевский В.В. Процессы открытых горных работ. - М.: Недра, 1978. - 544 с.

4. Открытые горные работы: Справочник. / Под ред.К.Н. Трубецкого - М.: Горное бюро, 1994. - 590 с.

5. Ржевский В.В. Технология и комплексная механизация открытых горных работ. - М.: Недра, 1980. - 509 с.

6. Сорокин Л. А Взаимодействие процессов на карьерах: учебное пособие. - Екатеринбург: изд. УГГГА, 1996. - 96 с.

7. Данные из интернет сайтов: http://www.gornoe-delo.ru, http://www.my-shop.ru/shop/books/74505.html

Размещено на Allbest.ru

...

Подобные документы

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.

© 2000 — 2023, ООО «Олбест» Все права защищены