Размещено на http: //www. allbest. ru/

Содержание

Введение

1. Определение основных параметров карьерного поля и границ карьера

2. Определение запасов полезного ископаемого и расчет вскрыши в границах карьерного поля

3. Определение годовой производственной мощности разреза по полезному ископаемому и выбор экскаватора необходимой производительности

4. Определение высоты уступов вскрыши скальных пород

5. Определение параметров буровзрывных работ

6. Определение параметров экскаваторной и буровзрывной заходки

7. Определение запасов ПИ и объемов вскрыши по глубине карьера, построение графика режима горных работ и календарного графика работ при разработке месторождения

8. Горно-строительные работы на момент сдачи карьера в эксплуатацию

9. Определение необходимого количества автосамосвалов для транспортирования горной массы

Заключение

Список литературы

Введение

При заданных условиях залегания горных пород: небольшая глубина залегания полезного ископаемого, простая форма залежи, равнинная поверхность карьерного поля, близость транспортных коммуникаций и расположение неподалеку источника электроэнергии, наиболее рационально будет выбрать открытую разработку месторождения.

Открытые горные работы обеспечивают высокую производительность рабочего оборудования при относительно низких капитальных вложениях, небольшой срок строительства и ввода в эксплуатацию предприятия, также данный способ разработки безопаснее других видов разработки месторождений (подземная разработка).

В процессы открытых горных работ входит подготовка пород к выемке, выемка пород, перемещение горной массы, отвалообразование вскрышных пород, складирование добытого полезного ископаемого.

Выемка горных пород производится экскаватором ЭКГ-10 с ковшом объемом 10мі. Транспортирование породы в отвал осуществляется при помощи автомобильного транспорта. Данный вид транспорта выбран потому, что в данных условиях разреза и расстояния транспортирования он наиболее эффективен, обеспечивает незначительные транспортные расходы, а его применение обеспечивает наиболее эффективное использование горного оборудования. По трудности разрушения породы относятся ко II классу (легко разрушаемые скальные породы).

Исходные данные для расчета, задание № 4

карьер полезный ископаемое буровзрывной

Удельная плотность полезного ископаемого спи, т/ м3	1,35
Коэффициент крепости полезного ископаемого fв	9
Коэффициент крепости скальных пород f	9
Удельная плотность взрывчатого вещества свв, кг/м3	1050
Угол падения пласта угля бпи, град	40
Длинна разреза по верху разреза Lк, м	6 000
Нормальная мощность угольного пласта m, м	15
Мощность рыхлых отложений hо, м	9
Высота уступа скальных пород hуск, м	10
Угол наклона рабочего борта гб, град.	20
Угол наклона не рабочего борта гнб, град.	40
Граничный коэффициент вскрыши Кгр,	11
Коэффициент торцевого забоя Кз,	0,8
Коэффициент использования экскаватора Ки,	0,75
Диаметр буровой скважины dскв, м	0,19
Угол откоса рабочего уступа скальных пород, град.	75
Угол наклона скважины, град.	75
Вид транспорта	автомобильный
Показатель относительной эффективности ВВ Пвв,	1
Угол откоса развала взорванной породы бр, град	55

1. Определение основных параметров карьерного поля и границ карьера

Границы карьера и его основные параметры определяются нахождением такой глубины разработки, при которой затраты открытого способа достигают величины подземного. Данная глубина находится методом сравнения контурных коэффициентов вскрыши с заданным граничным коэффициентом Кгр = 11, который реализуется графоаналитическим способом (графическое приложение № 1).

Ниже представлены полученные результаты расчетов границ карьера (Табл. 1.1), схема к расчету границ карьера (Рис. 1.1).

Длина борта рабочего уступа:

а1 = hо / sinгб, а2 = (hо+hуск) / sinгрб, а3 = (hо+2hуск) / sinгрб

Длина откоса уступа угольного пласта:

Lот = hуск / sin бпи = 10 / 0,64 = 15,62 м

Угол между Lот и hх:

щ= 180є - 90є -20є - бпи = 180є- 90є - 20є- 40є = 30є

Нормальная мощность уступа скальных пород:

hх = Lот • cos щ = 15,62 • 0,86 = 13,43 м

Текущий коэффициент вскрыши:

Кт 13 = V13 / Q13 = 5285,08 / 494,22 = 10,69

Текущий объем вскрыши:

Vк 13 = а13 + а14 / 2 · hх = 379,41 + 408,82 / 2 · 13,41= 5285,08 м3

Текущий объем полезного ископаемого:

Q = m · hуск · спи / sinбпи = 23,43 · 10 · 1,35 / 0,64 = 494,22 м3

Таблица 1.1 Изменение текущего коэффициента вскрыши по глубине

Горизонт	Вскрыша Vк, м3	Запасы полезного ископаемого Q, т	Сравнение Kт и Кгр
1	552,15	494,22	1,11 < 11
2	946,54	494,22	1,91 < 11
3	1340,93	494,22	2,71 < 11
4	1735,32	494,22	3,51 < 11
5	2129,7	494,22	4,3 < 11
6	2542,16	494,22	5,14 < 11
7	2918,61	494,22	5,9 < 11
8	3313,0	494,22	6,7 < 11
9	3707,09	494,22	7,5 < 11
10	4101,78	494,22	8,29 < 11
11	4496,23	494,22	9,09 < 11
12	4890,69	494,22	9,89 <11
13	5285,08	494,22	10,69 ?11
14	5679,47	494,22	11,49 >11

2. Определение запасов полезного ископаемого и расчет вскрыши в границах карьерного поля

Объем вскрыши карьера включает объем наносов и объем коренных пород в пределах карьерного поля:

Vв = Vо + Vк = 28961870,61 + 313406913,79 = 342368784,4 м3

Объем наносов составляет:

Vо = (Вк - hо · ctg гнб) · (Lк - hо · ctg гнб) · hо, мі

где: Вк - ширина карьера поверху, м; Lк - длина карьера поверху, м; hо - величина наносов, м; гнб - угол наклона нерабочего борта.

Vо = (548 - 9 · 1,19) · (6000 - 9 · 1,19) · 9 = 28961870,61 м3

Объем коренных пород:

м3,

где: - горизонтальная мощность залежи, м;

- глубина карьера, м.

Vк = (219 - 9) · (548 - 23,43 - 9 · 1,19) · [0,5 · (6000 - 2 · 219 · 1,19) + 0,66 ·· (219 - 9) · 1,19] = 313406913,79 м3

Запасы геологические:

где: - плотность п.и., т/м3;

Qгеол = 23,43 · (219 - 9) · (6000 - 219 · 1,19) · 1,35 = 38123352,83 т

Запасы промышленные:

где:зи = 0,95 - коэффициент извлечения. Коэффициенты вскрыши:

Кср.геолог = Vв / Qгеолог = 342368784,4 / 38123352,83 = 8,98 м3/т

Кср.пр = Vв / Qпр = 342368784,4 / 36217185,19 = 9,45 м3/т

3. Определение годовой производственной мощности разреза по полезному ископаемому и выбор экскаватора необходимой производительности

Промышленные запасы составляют ? 36 млн. т. Согласно с «Нормами технологического проектирования угольных и сланцевых месторождений» проектируемый разрез следует отнести к предприятиям средней производственной мощности. Поэтому продолжительность работы разреза следует определять по соотношению годовой добычи (Агод) и срока эксплуатации разреза (Тэ) табл. 2.1.

Таблица 2.1

А год	Тэ
до 1 млн.т. от 1 до 2 млн.т от 2 до 5 млн.т. более 5 млн.т	15 лет 15 - 20 лет 20 -25 лет более 25 лет

Годовая производственная мощность разреза составит:

А год = Qпр / Тэ = 36 млн.л / 19 лет = 1,89 млн.т./год

В нашем случае с учетом развития и затухания горных работ принимаем нормативную продолжительность работы разреза равной 19 лет.

Тэ = Qпр / Агод = 36 млн.л / 1,89 млн.т/г = 19 лет

Для выбора экскаватора необходимой мощности берем для расчета годовую производственную мощность экскаватора ЭКГ-10.

Паспортная мощность экскаватора в час:

Qт = 3600 · Е / tцп = 3600 · 10 / 31 = 1161,3 м3/ч

где: Е = 10 м3 - емкость ковша;

tцп = 31 с - паспортная продолжительность рабочего цикла экскаватора.

Техническая мощность экскаватора в час:

Qт = 3600 · Е ·Кэ · Кз / tцп = 3600 · 10 · 0,57 ·0,8 / 28 = 586,3 м3/ч

где: tц = 28 с - продолжительность рабочего цикла экскаватора в данных горно-геологических условиях;

Кэ = 0,57- коэффициент экскавации;

Кз = 0,8 - коэффициент влияния торцевого забоя

Коэффициент экскавации:

Кэ = Кнк / Крк = 0,76 / 1,34 = 0,57

где: Кнк = 0,76 - коэффициент наполнения ковша;

Крк = 1,34 - коэффициент разрыхления породы в ковше - рассчитаны графоаналитическим методом относительно шкалы твердости по шкале проф. Протодьяконова.

Сменная производительность экскаватора:

Qсм = Qт • Тсм • Ки = 586,3 • 8 • 0,75 = 3520,8 м3/ см

где: Тсм = 8 часов - время смены;

Ки = 0,75- коэффициент сменного использования.

Суточная производительность экскаватора:

Qсут = Qсм • nсм = 3520,8 • 3 = 10562,4 м3/сут

где: nсм = 3 смены - количество смен в сутках.

Годовая производительность экскаватора:

Qгод = Qсут • nсут = 10562,4 • 252 = 2661725 м3/год

где: nсут = 252 дня - количество дней в году.

Годовая мощность разреза по добыче угля:

Агод.угля = Агод • спи = 1890000 • 1,35 = 2551500 м3/год

Выбранный экскаватор ЭКГ-10 подходит для добычи угля на данном разрезе т.к. годовая производительность экскаватора больше годовой мощности разреза по добыче угля.

4. Определяем высоту уступов вскрыши скальных пород

Высота вскрыши скальных пород:

Нск = Нк - hо = 219 - 9 = 210 м

Расчетная высота уступа скальных пород:

hуск = 1,5 • Нч = 1,5 • 13,5 = 20,25 м

где: Нч - высота черпания экскаватора

Принимаем высоту уступа скальных пород от 14 до 16 м hуск = 14 м чтобы высота развала взорванной массы не была больше высоты черпания экскаватора 13,5 м.

Количество уступов на разрезе:

nуст = Нск / hуск = 210 / 14 = 15 шт.

Принимаем количество уступов на разрезе nуст = 15 шт.

Высота уступа на разрезе:

hуст = Нск / nуст = 210 / 15 = 14 м

5. Определение параметров буровзрывных работ

Принимаем буровзрывной способ подготовки горных пород к выемке. Угол наклона скважины к горизонту выбран 75є в связи с тем, что при взрывании наклонных скважинных зарядов сопротивление породы взрыванию постоянно на высоте уступа, отрыв пород происходит, как правило, по линии скважин, улучшается степень дробления, хорошо прорабатывается подошва уступа, расход ВВ может быть снижен на 5-7 %.

Сплошной заряд выбираем исходя из крепости, трещиноватости взрываемых горных пород, когда взрывом достаточно лишь нарушить связь между естественными отдельностями массива и высоты уступа до 15 м.

Расчет параметров буровых скважин

Средний диаметр естественной отдельности:

dе = 0,02 • усж = 0,02 • (10 • fв) = 0,2 • fв = 0,2 • 9 = 1,8 м

где: усж - сила сжатия; fв = 9 - крепость породы.

Длина скважины:

lскв = hустск / sin бскв + ln = 14 / 0.966 + 1 = 15,5 м

где: sin бскв - угол наклона скважины 75є, sin 75є = 0,966;

ln = 1 м - длина перебура.

Длина перебура:

lп = 3 • dе • dскв = 3 • 1,8 • 0.19 = 1,03 м

где: dскв = 0,19 м

Рисунок 5.1.1

Длина забойки скважины:

lзаб = ln + 11,3 • dскв0,75 •vсвв / vdе = 1 + 11,3 · 0,288 · 1,02 / 1,34 = 3,5 м

где: свв = 1,05 кг плотность взрывчатого вещества.

Расчет параметров скважинного заряда

Схема к расчету скважинного заряда на рисунке 5.1.1.

Длина колонки заряда ВВ:

lвв = lскв - lзаб = 15,5 - 3,5 = 12 м

Общая масса скважинного заряда:

Qскв = Р · lвв = 29,75 · 12 = 357 кг

где: Пвв = 1 показатель относительной эффективности ВВ;

Е - емкость ковша экскаватора мі.

Удельный расход ВВ на 1 мі взрываемой породы:

Расчет параметров бурения сетки скважин

m = 0,85 + 0,3 · dе = 0,85 + 0,25 · 1,8 = 1,3;

высота скважины

Нскв = lскв · sin бскв = 15.5 · 0,966 = 14,97 м.

Для качественной проработки подошвы уступа и качественного дробления породы, величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа W для наклонных скважин должна быть равна расстоянию между рядами скважин в.

W = в = 5,46 м

Расчет параметров развала взорванной горной массы

Схема к расчету параметров развала горной массы на рисунке 5.4.1.

В общем случае ширина развала взорванной горной массы определяется по формуле:

Вр = Абвр + ДВ - hо' · ctg бруск = 21,28 + 40 - 10,6 · 0,27 = 58,9 м

где: Абвр - ширина буровзрывной заходки;

ДВ - дальность взрывного перемещения породы;

hо' - высота отвальной зоны; бруск - угол наклона рабочего уступа.



Рисунок 5.4.1

hо' = (hвв - hП) + М = (11,59 - 0,99) + 0 = 10,6 м

где: М = 0 мощность нижележащих пород;

hвв = lвв · sin бскв = 12 · 0,966 = 11,59 м;

hп = lп · sin бскв = 1,03 · 0,966 = 0,99 м.

где: ц - угол наклона плоскости на которой формируется развал горной породы, в нашем случае ц = 0 (tg0 = 0, cos0 = 1); g = 9,81; бскв = 75°.

Vс = 4370 - 1050 · dе = 4370 - 1050 · 1,8 = 2480 м/с

n1 = 1,35 - 0,06 · dе = 1,35 - 0,06 · 1,8 = 1,24

q1 = з · q = 0,75 · 0,612 = 0,459 кг

где: з = 0,75 коэффициент, учитывающий фактическое состояние откоса уступа при hуск < 15 м.

Дальность взрывного перемещения породы ?ВД и ширина развала взорванной горной массы при диагональной схеме взрывания Врд, ряды скважин расположены диагонально к свободной поверхности уступа:

?ВД = 0,73 · ?Во = 0,73 · 40 = 29,2 м,

Врд = 21,8 + 29,2 - 10,6 · 0,27 = 48,14 м

Дальность взрывного перемещения породы ?Вп и ширина развала взорванной горной массы Врп при поперечной схеме взрывания, ряды скважин расположены перпендикулярно к свободной поверхности уступа:

?ВП = 0,46 · ?Во = 0,46 · 40 = 18,4 м,

Врп = 21,8 + 18,4 -10,6 · 0,27 = 37,34 м

Определяем профиль развала взорванной горной массы в сечении перпендикулярном откосу уступа, (Рис. 5.4.2). Ширину развала горной массы делим на четыре равные части от 0 до 1, в полученных точках hх1 = 0,25, hх2 = 0,5, hх3 = 0,75 рассчитываем высоту развала.

Высота развала по последнему ряду скважин:

h1 = 0,5 · m1 · hуск · (3 - m1І) · [(1 - m1)І + 1] , м

h1 = 0,5 · 0,58 · 14 ·(3 - 0,58І)·[(1 - 0,58)І + 1] = 12,7 м

hх = h1 · (1 - х)(1-m1)І

где: х - относительное расстояние от нижней бровки уступа горных пород до произвольной точки, в долях единиц.

hх1 = 12,7 · (1 - 0,25)0,18 = 12,0 м;

hх2 = 12,7 · (1 - 0,5)0,18 = 11,2 м;

hх3 = 12,7 · (1 - 0,75)0,18 = 9,9 м;

Среднее значение коэффициента разрыхления горной породы развала:

Кр = 0,5 · (3 - m12) = 0,5 · (3 - 0,34) = 1,33

чн = 0,75 · Е0,33 = 0,75 · 100,33 = 1,6 м

6. Определение параметров экскаваторной и буровзрывной заходки

На практике, ширина буровзрывной заходки может быть равна или близка к ширине экскаваторной заходки Абвр АЭ, ширина развала взорванной породы равна или близка кратной ширине экскаваторной заходки ВР Аэ (2-3)Аэ - в этом случае выемка взорванной породы производится 2-3мя экскаваторными заходками.

Для построения технологической схемы выемки экскаватором ЭКГ-10 взорванной горной породы выбираем ширину развала взорванной горной массы при поперечной схеме взрывания, выемка пород будет производиться торцовым забоем двумя экскаваторными заходками (Рис. 6.1).

Технологическая схема выемки этим же экскаватором наносных пород производится одной экскаваторной заходкой торцевым забоем (Рис. 6.2).

Ширина экскаваторной заходки:

Абвр = Аэ = (1,5-1,7) · RЧУ = 12,6 · 1,5 = 18,9 м

где: RЧУ = 12,6 м - радиус черпания на уровне стояния экскаватора ЭКГ-10

Количество рядов скважин в заходке может быть только целым числом, поэтому принимаем 4 ряда скважин.

Уточненный расчет ширины буровзрывной заходки:

Абвр = n · в = 4 · 5,46 = 21,8 м

7. Определение запасов ПИ и объемов вскрыши по глубине карьера, построение графика режима горных работ и календарного графика работ при разработке месторождения

В установленных границах карьера необходимо определить, какое количество запасов полезного ископаемого заключено в этих границах по рабочим горизонтам и какие объемы вскрыши по этим горизонтам необходимо удалить из карьера, чтобы добыть запасы полезного ископаемого (графическое приложение № 2).

Схема к расчету основных параметров карьерного поля на рисунке 7.1.

Для построения графика горных работ проводим следующие вычисления

Длина горизонта рыхлых отложений:

Lo = Lк - ho • ctgгт = 6000 - 9 • 1,19 = 5989,29 м

Длина горизонтов скальных пород:

для первого горизонта

L1 = Lо - hуск • ctgгт = 5989,29 - 14 • 1,19 = 5983,34 м;

для последующих горизонтов

Li = L(i-1) - hуск • ctgгт

L2 = 5983,34 - 14 • 1,19 = 5966,68 м;

L3 = 5966,68 - 14 • 1,19 = 5950,02 м;

L4 = 5950,02 - 14 • 1,19 = 5933,36 м;

L5 = 5933,36 - 14 • 1,19 = 5750,1 м;

L6 = 5750,1 - 14 • 1,19 = 5916.7 м;

L6 = 5916.7 - 14 • 1,19 = 5900,04 м;

L7 = 5900,04 - 14 • 1,19 = 5883,38 м;

L8 = 5883,38 - 14 • 1,19 = 5866,72 м;

L9 = 5866,72 - 14 • 1,19 = 5850,06 м;

L10 = 5850,06 - 14 • 1,19 = 5833.4 м;

L11 = 5833.4 - 14 • 1,19 = 5816,74 м;

L12 = 5816,74 - 14 • 1,19 = 5800,08 м;

L13 = 5800,08 - 14 • 1,19 = 5783,42 м;

L14 = 5783,42 - 14 • 1,19 = 5766,76 м;

L15 = 5766,76 - 14 • 1,19 = 5750,1 м.

Длина борта вскрыши пород по горизонтам

находим по формулам:

а1 = h0 /sinгт = 9/0,34 = 26,47 м;

а2 = h0 + hуск/ sinгт = 9 + 14/0,34 = 67,65 м;

а3 = h0 + 2hуск/ sinгт = 9 + 2 • 14/0,34 = 108,82 м;

а4 = 9 + 3 • 14/0,34 = 150,0 м;

а5 = 9 + 4 • 14/0,34 = 191,18 м;

а6 = 9 + 5 • 14/0,34 = 232,35 м;

а7 = 9 + 6 • 14/0,34 = 273,51 м;

а8 = 9 + 7 • 14/0,34 = 314,7 м;

а9 = 9 + 8 • 14/0,34 = 355,88 м;

с десятого горизонта замеряем на схеме (графическое приложение № 2):

а10 = 351,5 м; а11 = 297,0 м; а12 = 237,5 м; а13 = 177,0 м; а14 = 118,5 м; а15 = 62,0 м;

а16 = 53.5 м.

Длина откоса горизонта угольного пласта: Lот = hуск/sinбпи = 14/0,64 = 21,87 м

Нормальная мощность уступа скальных пород: hх = Lот • cos щ = 21,87 • 0,86 = 18,81 м

Площадь полезного ископаемого: S1 = mг • hуск • рпи = 23,43 • 14 • 1,35 = 442,83 т.

Текущий объем полезного ископаемого по горизонтам:

Qiитог = S I • Li

Qстр = 0 т.

Q1итог = 442,83 • 5983,34 = 2649602,4 т;

Q2итог = 442,83 • 5966,68 = 2642224,9 т;

Q3итог = 442,83 • 5950,02 = 2634847,3 т;

Q4итог = 442,83 • 5933,36 = 2627469,8 т;

Q5итог = 442,83 • 5916,7 = 2620092,2 т;

Q6итог = 442,83 • 5900,04 = 2612714,7 т;

Q7итог = 442,83 • 5883,38 = 2605337,1 т;

Q8итог = 442,83 • 5866,72 = 2597959,6 т;

Q9итог = 442,83 • 5850,06 = 2590582,0 т;

Q10итог = 442,83 • 5833,4 = 2583204,5 т;

Q11итог = 442,83 • 5816,74 = 2575826,9 т;

Q12итог = 442,83 • 5800,08 = 2568449,4 т;

Q13итог = 442,83 • 5783,42 = 2561071,8 т;

Q14итог = 442,83 • 5766,76 = 2553694,3 т;

Q15итог = 442,83 • 5750,1 = 25446316,7 т.

Определяем текущий объем вскрыши по горизонтам:

вычисляем площади горизонтов

S стр = а0 + б0/2 • h0 = 58,0 + 23,43/2 • 9 = 366,4 м3;

S1 = а1 + а2/2 • hх = 26,47 + 67,65/2 • 18,81 = 885.2 м3;

S2 = 67,65 + 108,81/2 • 18,81 = 1659,7 м3;

S3 = 108,81 + 150,0/2 • 18,81 = 2434,2 м3;

S4 = 150,0 + 191,18/2 • 18,81 = 3108,8 м3;

S5 = 191,18 + 231,35/2 • 18,81 = 3983,3 м3;

S6 = 231,35 + 273,51/2 • 18,81 = 4757,6 м3;

S7 = 273,51 + 314,7/2 • 18,81 = 5532,1 м3;

S8 = 314,7 + 355,81/2 • 18,81 = 6306,1 м3;

площадь 9-го горизонта состоит из площади призмы и треугольника

Sтреуг. = 16 • 32/2 = 256,0 м3;

Sприз. = 355,88 + 351,5/2 • 18,81 = 6652,9 м3;

S9 = 6652,29 + 256,0 = 6908,9 м3;

S10 = 351,5 + 279,0/2 • 18,81 = 6099,1 м3;

S11 = 297,0 + 237,5/2 • 18,81 = 5008,2 м3;

S12 = 237,5 + 177,0/2 • 18,81 = 3898,4 м3;

S13 = 177,0 + 118,5/2 • 18,81 = 2729.2 м3;

S14 = 118,5 + 62,0/2 • 18,81 = 1697,6 м3;

S15 = hх • а16/2 = 18,81 • 53,5/2 = 503,2 м3;

текущий объем по горизонтам

V = Si • Li

Vстр = 366,4 • 5989,29 = 2194475,8 м3;

V1 = 885,2 • 5983,34 = 5296452,25 м3;

V2 = 1659.7 • 5966,68 = 9902898,7 м3 ;

V3 = 2434,2 • 5950,02 = 14483538,0 м3;

V4 = 3108,8 • 5933,36 = 19038965,0 м3;

V5 = 3983,3 • 5916,7 = 23567991,0 м3;

V6 = 4757,6 • 5900,04 = 28070030,0 м3;

V7 = 5532,1 • 5883,38 = 32547446,0 м3;

V8 = 6306,1 • 5866,72 = 36996122,0 м3;

V9 = 6908,9 • 5850,06 = 38919864,0 м3;

V10 = 6099,1 • 5833,4 =35578489,0 м3;

V11= 5008,2 • 5816,74 = 29131397,0 м3;

V12 = 3898,4 • 5800,08 = 22611031,0 м3;

V13 = 2729,2 • 5783,42 = 16073280,0 м3;

V14 = 1697,6 • 5766,76 = 9789651,7 м3;

V15 = 503,2 • 5750,1 = 2893450,3 м3.

Определение текущего коэффициента вскрыши:

Кi = Vi / Qi

Кстр. = ? м3;

К1 = 5296452,25 / 2649602,4 =1,99;

К2 = 9902898,7 / 2642224,9 = 3,74

К3 = 14483538,0 / 2634847,3 = 5,49

К4 = 19038965,0 / 2627469,8 = 7,24

К5 = 23567991,0 / 2620092,2 = 8,99

К6 = 28070030,0 / 2612714,7 = 10.74

К7 = 32547446,0 / 2605337,1 = 12,49

К8 = 36996122,0 / 2597959,6 = 14,24

К9 = 38919864,0 / 2590582,0 =15,0

К10=35578489,0 / 2583204,5 = 13,7

К11= 29131397,0 / 2575826,9 = 11,9

К12= 22611031,0 / 2568449,4 = 8,8

К13= 16073280,0 / 2561071,8 = 6,27

К14= 9789651,7 / 2553694,3 = 3,83

К15 = 2893450,3 / 2546316,7 = 1,13

После подсчета погоризонтных промышленных запасов полезного ископаемого, объемов вскрыши и определения коэффициента вскрыши все полученные данные заносим в таблицу и строим график режима горных работ (графическое приложение № 3).

Для построения календарного графика горных работ проводим необходимые вычисления используя таблицу графика режима горных работ, затем приступаем к построению календарного графика горных работ.

Определяем периоды отработки горизонтов:

ti = Qi / Агод.

Принимаем tстр. = 2 года;

t1 = 2649602,4 / 1,89 = 1,402 т; t2 = 2642224,9 / 1,89 = 1,396 т;

t3 = 2634847,3 / 1,89 = 1,391 т; t4 = 2627469,8 / 1,89 = 1,391 т;

t5 = 2620092,2 / 1,89 = 1,386 т; t6 = 2612714,7 / 1,89 = 1.381 т;

t7 = 2605337,1 / 1,89 = 1,376 т; t8 = 2597959,6 / 1,89 = 1,370 т;

t9 = 2590582,0 / 1,89 = 1,370 т; t10 = 2583204,5 / 1,89 = 1,365 т;

t11 = 2575826,9 / 1,89 = 1,359 т; t12 = 2568449,4 / 1,89 = 1,354 т;

t13 = 2561071,8 / 1,89 = 1,354 т; t14 = 2553694,3 / 1,89 = 1,349 т;

t15 = 25446316,7 / 1,89 = 1,343 т.

Используя полученные значения периодов отработки, определим годовые объемы вскрыши, чтобы обеспечить отработку соответствующего объема Vi за период ti:

Vгод = Vi / ti

Vгод.стр = 2,2 / 2 = 1,1 млн.м3;

Для этого сначала построим сравнивающий график для периодов отработки и лет эксплуатации, округлив до сотых.

Рассчитываем годовые объемы вскрыши:

За первый год эксплуатации будет отрабатываться часть вскрыши первого периода, равного 1 году

Vгод 1 = 5,3 / 1,4 = 3,78 / 1 = 3,78 млн.м3;

За второй год будет отработан остаток вскрыши от первого периода, равный 5,3 - 3,78 = 1,52 млн.м3 и часть вскрыши от второго периода, равная 0,6 года 9,9 / 1,39 = 7,12 / 0,6 = 4,27 млн.м3

Vгод 2 = 1,52 + 4,27 = 5,79 млн.м3;

За третий год будет отработан остаток вскрыши от второго периода, равный 9,9 - 4,27 = 5,63 млн.м3 и часть вскрыши от третьего периода, равная 0,21 года 14,5 / 1,39 = 10,43 / 0,21 = 2,19 млн.м3

Vгод 3 = 5,63 + 2,19 = 7,82 млн.м3;

За четвертый год эксплуатации будет отрабатываться часть вскрыши третьего периода, равного 1 году

Vгод 4 = 14,5 / 1,39 = 10,43 / 1 = 10,43 млн.м3;

За пятый год будет отработан остаток вскрыши от третьего периода, равный 14,5 - 2,19 - 10,43 = 1,88 млн.м3 и часть вскрыши от четвертого периода, равная 0,82 года 19,04 / 1,39 = 13,69 / 0,82 = 11,12 млн.м3

Vгод 5 = 1,88 + 11,22 = 13,1 млн.м3;

За шестой год будет отработан остаток вскрыши от четвертого периода, равный 19,04 - 11,22 = 7,82 млн.м3 и часть вскрыши от пятого периода, равная 0,43 года 23,57 / 1,38 = 17,08 / 0,82 = 7,34 млн.м3

Vгод 6 = 7,82 + 7,34 = 15,16 млн.м3;

За седьмой год будет отработан остаток вскрыши от пятого периода, равный 23,57 - 7,34 = 16,23 млн.м3 и часть вскрыши от шестого периода, равная 0,05 года 28,07 / 1,38 = 20,34 / 0,05 = 1,02 млн.м3

Vгод 7 = 16,23 + 1,02 = 17,25 млн.м3;

За восьмой год эксплуатации будет отрабатываться часть вскрыши шестого периода, равного 1 году

Vгод 8 = 28,07 / 1,38 = 20,34 / 1 = 20,34 млн.м3;

За девятый год будет отработан остаток вскрыши от шестого периода, равный 28,07 - 1,02 - 20,34 = 6,71 млн.м3 и часть вскрыши от седьмого периода, равная 0,67 года 32,55 / 1,37 = 23,76 / 0,67 = 15,92 млн.м3

Vгод 9 = 6,71 + 15,92 = 22,63 млн.м3;

За десятый год будет отработан остаток вскрыши от седьмого периода, равный 32,55 - 15,92 = 16,63 млн.м3 и часть вскрыши от восьмого периода, равная 0,3 года 36,99 / 1,37 = 27,0 / 0,3 = 8,1 млн.м3

Vгод 10 = 16,63 + 8,1 = 24,73 млн.м3;

За одиннадцатый год эксплуатации будет отрабатываться часть вскрыши восьмого периода, равного 1 году

Vгод 11 = 36,99 / 1,37 = 27,0 / 1 = 27,0 млн.м3;

За двенадцатый год будет отработан остаток вскрыши от восьмого периода, равный 36,99 - 8,1 - 27,0 = 1,89 млн.м3 и часть вскрыши от девятого периода, равная 0,93 года 38,92 / 1,37 = 28,41 / 0,93 = 26,42 млн.м3

Vгод 12 = 1,89 + 26,42 = 28,31 млн.м3;

За тринадцатый год будет отработан остаток вскрыши от девятого периода, равный 38,92 - 26,42 = 12,5 млн.м3 и часть вскрыши от десятого периода, равная 0,56 года 35,58 / 1,36 = 26,16 / 0,56 = 14,65 млн.м3

Vгод 13 = 12,5 + 14,65 = 27,15 млн.м3;

За четырнадцатый год будет отработан остаток вскрыши от десятого периода, равный 35,58 - 14,65 = 20,93 млн.м3 и часть вскрыши от одиннадцатого периода, равная 0,2 года 29,13 / 1,35 = 21,58 / 0,2 = 4,31 млн.м3

Vгод 14 = 20,93 + 4,31 = 25,24 млн.м3;

За пятнадцатый год эксплуатации будет отрабатываться часть вскрыши одиннадцатого периода, равного 1 году

Vгод 15 = 29,13 / 1,35 = 21,58 / 1 = 21,58 млн.м3;

За шестнадцатый год будет отработан остаток вскрыши от одиннадцатого периода, равный 29,13 - 4,31 - 21,58 = 3,24 млн.м3 и часть вскрыши от двенадцатого периода, равная 0,85 года 22,61 / 1,35 = 16,75 / 0,85 = 14,23 млн.м3

Vгод 16 = 3,24 + 14,23 = 17,47 млн.м3;

За семнадцатый год будет отработан остаток вскрыши от двенадцатого периода, равный 22,61 - 14,23 = 8,38 млн.м3 и часть вскрыши от тринадцатого периода, равная 0,5 года 16,07 / 1,35 = 11,19 / 0,5 = 5,95 млн.м3

Vгод 17 = 8,38 + 5,95 = 14,33 млн.м3;

За восемнадцатый год будет отработан остаток вскрыши от тринадцатого периода, равный 16,07 - 5,95 = 10,12 млн.м3 и часть вскрыши от четырнадцатого периода, равная 0,15 года 9,79 / 1,34 = 7,3 / 0,15 = 1,09 млн.м3

Vгод 18 = 10,12 + 1,09 = 11,21 млн.м3;

За девятнадцатый год эксплуатации будет отрабатываться часть вскрыши четырнадцатого периода, равного 1 году

Vгод 19 = 9,79 / 1,34 = 7,3 / 1 = 7,3 млн.м3;

За двадцатый год будет отработан остаток вскрыши от четырнадцатого периода, равный 9,79 - 1,09 - 7,3 = 1,4 млн.м3 и часть вскрыши от пятнадцатого периода, равная 0,81 года 2,89 / 1,34 = 2,16 / 0,81 = 1,75 млн.м3

Vгод 20 = 1,4 + 1,75 = 3,15 млн.м3;

За двадцать первый год эксплуатации будет отрабатываться оставшаяся часть вскрыши пятнадцатого периода

Vгод 21 = 2,89 - 1,75 = 1,14 млн.м3.

Определение годового текущего коэффициента вскрыши:

Ктек.i = Vгод I / Агод

Кстр. = ?

Ктек 1 = 3,78 / 1,89 = 2,0

Ктек 2 = 5,79 / 1,89 = 3,1

Ктек 3 = 7,82 / 1,89 = 4,1

Ктек 4 = 10,43 / 1,89 = 5,5

Ктек 5 = 13,1 / 1,89 = 6,9

Ктек 6 = 15,15 / 1,89 = 8,0

Ктек 7 = 17,25 / 1,89 = 9,1

Ктек 8 = 20,34 / 1,89 = 10,7

Ктек 9 = 22,63 / 1,89 = 11,9

Ктек 10 = 24,73 / 1,89 = 13,1

Ктек 11= 27,0 / 1,89 = 14,3

Ктек 12= 28,31 / 1,89 = 14,9

Ктек 13= 27,15 / 1,89 = 14,3

Ктек 14= 25,24 / 1,89 = 13,3

Ктек 15= 21,58 / 1,89 = 11,4

Ктек 16= 17,47 / 1,89 = 9,2

Ктек 17= 14,33 / 1,89 = 7,6

Ктек 18= 11,21 / 1,89 = 5,9

Ктек 19= 7,3 / 1,89 = 3,8

Ктек 20= 3,15 / 1,89 = 1,6

Ктек 21 = 1,14 / 1,89 = 0,6

Теперь заносим все полученные значения в итоговую таблицу и строим календарный график горных работ (графическое приложение рис. 4).

Итак, данный карьер будет иметь период эксплуатации, равный 19 годам, с 2-мя годами на строительство карьера и 2-мя годами на затухание горных работ, итого срок службы карьера составит 23 года.

8. Горно-строительные работы на момент сдачи карьера в эксплуатацию

В связи с тем, что месторождение относится к наклонным (угол падения полезного ископаемого 40°), то для его разработки согласно рекомендациям академика Ржевского применяем параллельную однобортовую систему разработки с проведением разрезной траншеи вдоль контакта с лежачим боком угольного пласта.

Система разработки принимается транспортной и в качестве технологического транспорта используются автосамосвалы.

Вскрытие рабочих горизонтов карьера производим траншейным способом.

Вскрытие горизонта осадочных пород производим внешней наклонной траншеей на высоту уступа осадочных пород. Вскрытие горизонта скальных пород - внутренней наклонной траншеей и полезного ископаемого - внутренней разрезной траншеей на высоту уступа скальных пород

8.2 Элементы и параметры системы разработки

Ширина рабочей площадки уступов зависит в основном от размеров выемочно-погрузочных машин, вида карьерного транспорта, высоты уступов, крепости пород.

Определяем ширину рабочей площадки по наносам (осадочным породам)

Шмрп = Аэ + С + Т + П + Z = 18,9 + 1,0 + 20,0 + 6,0 + 4,3 = 50,2 м

где: Аэ ширина экскаваторной заходки по целику;

С = 1 м безопасное расстояние между нижней бровкой уступа и транспортной полосой;

Т = 20 м ширина транспортной полосы;

П = 6 м ширина полосы для вспомогательного оборудования;

Z = ширина призмы возможного обрушения ? 3 м.

Zм= hму · (ctgбмну - ctgбмру) = 9 · (1 - 0,577) = 3,8 м

где: hму = 9 м;

угол откоса нерабочего уступа по наносам принимаем, бмну = 45°;

угол откоса рабочего уступа по наносам принимаем, бмру = 60°.

Определяем ширину рабочей площадки по скальным породам

Шскрп = Вр + С + Т + П + Z = 37,4 + 1,0 + 20,0 + 6,0 + 4,3 = 68,7 м

где: Вр ширина развала взорванной горной массоы;

С = 1м безопасное расстояние между нижней бровкой уступа и транспортной полосой;

Т = 20 м ширина транспортной полосы;

П = 6 м ширина полосы для вспомогательного оборудования;

Z = ширина призмы возможного обрушения ? 3 м.

Z = hску · (ctgбскну - ctgбскру) = 14 · (0,577 - 0,268) = 4,3 м

где: hску = 14 м;

угол откоса нерабочего уступа по скальным породам принимаем, бскну = 60°;

угол откоса рабочего уступа по скальным породам принимаем, бскру = 75°.

Определение высоты защитного вала

hв = ? Dmaxс / 2

где: Dmaxc диаметр колеса самосвала наибольшей грузоподъемности используемого на данном участке

Угол естественного откоса защитного вала принимаем, ц = 37°

Определяем ширину бермы безопасности:

вб = 1 / 3 · hо = 1 / 3 · 9 = 2,997 м

ширину бермы безопасности принимаем 3 м

Определяем ширину разрезной траншеи

вртр = Вр - Абвр. + Т + 2С = 37,4 - 21,8 + 20,0 + 2 · 1 = 37,6 м

Элементы транспортной полосы (автодороги):

Т = 2 (а + ва) + а1 = 20 м

где: а1 безопасный зазор между самосвалами;

ва ширина автосамосвала;

а безопасная ширина обочины.

Определяем ширину внешней наклонной траншеи а), ширину внутренней наклонной траншеи б), ширину транспортной бермы в).

а) ввнеш.тр. = 2(Rчу + К) = 2 · (12,6 + 3) = 31,2 м

где: ширину кювета для внешней наклонной траншеи принимаем, К = 3 м.

б) ввнутр.тр = К +Т + Z = 3 + 20 + 4,3 = 27,3 м

в) Ширина транспортной бермы равна ширине внутренней наклонной траншеи.

втр = ввнутр.тр = 27,3 м.

Определяем общий объем горно-строительных работ

Vгстр = Vвск + Vвнк = 34381,83 + 679488,24 = 713870,07 м3

где: Vвск объем вскрывающих выработок:

Vвнк объем внутрикарьерных выработок.

Объемы вскрывающих выработок

Определяем объем внешних вскрывающих выработок:

В учебных расчетах длины примыкания к горизонтам (дуги a1-c и b1-d) не учитываются, длина принимается прямой. Величина радиуса кривой примыкания определяется значением радиуса кривых для применяемого транспорта

Vвск = Vвнеш + Vвнутр = 18879,8 + 15502,03 = 34381,83 м3

Объем проходки при вскрытии внешней наклонной траншеей будет складываться из объема траншеи (Vвнеш.тр) и объема примыкания ее к горизонту (Vвнеш.пр) рисунок 8.3.2.

Vвнеш = Vвнеш.тр + Vвнеш.пр = 18832,5 + 47,3 = 18879,8 м3

где: Vвнеш.тр = h20 / iр · (ввнеш.тр / 2 + h0 / 3 · tgбмну)

руководящий уклон принимаем, iр = 0,08 (I не > 80 0/00);

Vвнеш.тр = 92 / 0,08 · (31,2 / 2 + 9 / 3 · 1) = 18832,5 м3

Vвнеш.пр = 0,215 · nрб · h0 · (R21 - R1 · h 0 · ctgбмну),

где: число рабочих бортов на наклонном залегании, n = 1;

радиус поворота автосамосвала, R1 = 20 м.

Vвнеш.пр = 0,215 · 1 · 9 · ( 202 - 20 · 9 · 1) = 47,3 м3

Определяем объем внутренней наклонной траншеи:

Объем проходки при вскрытии внутренней наклонной траншеей будет складываться из объема самой траншеи (Vвнутр.тр) и объема примыкания ее к горизонту (Vвнутр.пр) (рис. 16). Вскрывающая выработка проводится на борту разрезной траншеи или рабочего уступа.

Vвнутр = V?внутр.тр + Vвнутр.пр = 214,03 + 15288 = 15502,03 м3

V?внутр.тр = ввнутр.тр · (hску)2 / 2 · iр = 27,3 · 142 / 2 · 0,08 = 214,03 м3

Vвнутр.пр = ввнутр.тр · hску · lпр = 27,3 ·14 · 40 = 15288 м3

где: длину разгонной площадки принимаем, lпр = 40 м.

Определяем внутрикарьерный объем:

Vвнк = Vртр + V0стр = 186784,9 + 492703,34 = 679488,24 м3

где: Vртр объем внутренней разрезной траншеи по скальным породам;

V0стр строительный объем по наносным породам.

Определяем объем разрезной траншеи:

Vртр = Sртр · Lртр = 669,48 · 279,0 = 186784,9 м3

где: Sртр площадь разрезной траншеи;

Lртр длина разрезной траншеи.

Sртр = 2 · вртр + hску · (ctgбcкру + ctgбпи) / 2 · hску

Sртр = 2 · 37,6 + 14 · (0,268 + 1,192) / 2 · 14 = 669,48 м2

Lртр = Агод / 3 · mг · hску · спи = 1,89 / 3 · 23,43 · 14 · 1,35 = 279,0 м

Определяем строительный объем по наносам:

V0срт = S0стр · L0стр = 1442,34 · 341,6 = 492703,34 м3

где: S0стр площадь для наклонного пласта:

L0стр длинна строительного объема по наносам

S0стр = (Шрпск + hску · ctgбcкру + вртр + hску · ctgбcкпи + mг + вб + (h0 / 2) ·

· ctgбмру + ctgбмну) · h0 = (68,7 + 14 · 0,268 + 37,6 + 14 · 1,192 + 23,43 + 3 + (9 / 2) · (0,577 + 1)) · 9 = 1442,34 м2

L0стр = 2 · (вртр + hску · ctgбcкру) + Lртр = 2 · (27,3 + 14 · 0,268) + 279,0 = 341,6 м

Определяем объем необходимого вскрытия для нормальной работы карьера в течение года:

Qвпз = 1 / 3 · Агод = 1 / 3 · 1,89 = 629370,0 т./год

Определяем необходимый объем вскрытия для подготовки запасов угля к выемке:

Qвпз = mг · hску · Lртр · спи = 23,43 · 14 · 279,0· 1,35 = 123548,73 т/м3

9. Определение необходимого количества автосамосвалов для транспортирования горной массы

Выбор автосамосвала и необходимого количества их осуществляется исходя из дальности транспортирования горной массы из забоя к месту ее отвалообразования или складирования и рационального соотношения вместимости кузова автосамосвала и ковша экскаватора применяемого при погрузке. Рациональная вместимость кузова автосамосвала составляет от 4 до 6 ковшей экскаватора.

Определяем дальность транспортирования:

- длина забойных автодорог, Lзаб = 0,3 • Lк = 0,3 • 6 км = 1,8 км;

- принимаем длину отвальных автодорог, Lот = 0,5 км;

- длина магистральных автодорог на поверхности, Lп = 0,4 • Lк = 0,4 • 6 км = 2,4 км;

- длина дорог в траншеях, Lтр = 0,2 • Lк = 0,2 • 6 км = 1,2 км;

- принимаем длину заезда на отвал, Lзо = 0,2 км

где: Lк - длина карьера.

Скорость движения автосамосвалов приведена в таблице 9.1.

Таблица 9.1

Автомобильные дороги	Скорость движения (Vг) груженого автосамосвала, км/ч	Скорость движения (Vп) порожнего автосамосвала, км/ч
забойные автодороги, Lзаб	15	25
отвальные автодороги, Lот	10	30
магистральные автодороги на поверхности, Lп	35	50
дороги в траншеях, Lтр	15	20
заезд на отвал, Lзо	15	25

В технологических условиях данного карьера принимаем автосамосвал БелаАЗ-7519, технические характеристики приведены в таблице 9.2.

Vа / Е = 56 / 10 = 5,6

где: Vа - емкость кузова автосамосвала, м3;

Е - емкость ковша экскаватора, м3

Таблица 9.2

Показатели	БелАЗ-7519
Грузоподъемность, т	110
Масса автомобиля в снаряженном состоянии, т	85
Вместимость кузова с шапкой, м3	56
Габаритные размеры, мм	11250Ч6100Ч5130
Мощность двигателя, кВт	360

Определяем общую длину автомобильных дорог:

Lтранс = Lзаб + Lот + Lтр + Lп + Lзо = 1,8 + 0,5 +1,2 +2,4 +0,2 = 6,1 км

Определяем время погрузки автосамосвала:

tпог = 60 • Vа • Кш / 0,9 • Qт = 60 • 56 • 1.15 / 0,9 • 586,3 = 7,4 мин

где: Vа - вместимость кузова автосамосвала;

коэффициент загрузки кузова автосамосвала с шапкой принимаем, Кш = 1.15;

Qт - техническая производительность экскаватора в час

Определяем общее время рейса:

tр = tгр + tпор + tраз + tм + tпог = 22,8 + 14,3 + 2,0 + 2,0 + 7,4 = 48,5 мин.

где: tгр, tпор - время движения в грузовом и порожнем направлении, мин;

время разгрузки автосамосвала принимаем, tраз = 2 мин;

время маневрирования автосамосвала принимаем, tм = 2 мин;

tпог - время погрузки автосамосвала, мин.

Определяем время движения в груженом направлении:

tгр = 60 • Крт • (Lзаб/Vгзаб + Lот/Vгот + Lтр/Vгтр + Lп/Vгп + Lзо/Vгзо) = 60 • 1,15 • (1,8/15 + 0,5/10 + 1,2/15 + 2,4/35 + 0,2/15) = 22,8 мин.

где: коэффициент учитывающий разгон и торможение автосамосвала, Крт 1.15

Определяем время движения в порожнем направлении:

tпор = 60 • Крт • (Lзаб/Vпзаб + Lот/Vпот + Lтр/Vптр + Lп/Vпп + Lзо/Vпзо) = 60 • Крт • (1,8/25 + 0,5/30 + 1,2/20 + 2,4/50 + 0,2/25) = 14,3 мин.

Определяем производительность автосамосвалов:

- количество рейсов автосамосвалов за 1 час

Nр = 60/tр = 60/48,5 = 1,24 рейса;

- часовая техническая производительность автосамосвала

Qач = gа • Nр • Кг •Кра / св = 110 •1,24 • 0,95 •1,1 / 2,2 = 64,8 м3/час

где: gа - грузоподъемность автосамосвала, т;

коэффициент использования грузоподъемности автосамосвала принимаем, Кг = 0,95

коэффициент разрыхления горной породы в кузове принимаем, Кра = 1.1;

плотность вскрышных пород принимаем, св = 2,2

- сменная производительность автосамосвала

Qасм = Qач • Тсм •Киа = 64,8 • 8 • 0,9 = 466,49 м3/см

где: Тсм = 8 часов;

коэффициент использования автосамосвала в течение смены Киа = 0,9;

- суточная производительность автосамосвала

Qсут = Qасм • nсм = 466,49 • 3 = 1399,5 м3/сут

где: nсм = 3;

- годовая производительность автосамосвала

Qагод = Qасм • nгод = 1399,5 • 252 = 352674 м3/год

где: nгод = 252 дня

Определяем общее количество автосамосвалов:

- необходимое количество экскаваторов при максимальном объеме вскрыши в год

Nэ = Vвскрmax / Qэгод = 28310000 / 2661725 = 10,63 шт.;

- количество автосамосвалов для работы одного экскаватора в течение года

N1а = Qэгод / Qагод = 2661725 / 352674 = 7,54 шт.;

- рабочий парк автосамосвалов для работы экскаваторов

Nра = Nэ • N1а = 10,63 • 7,54 = 80,15 шт.;

- инвентарный парк автосамосвалов

Nиа = Nра • Крез = 80,15 • 1,2 = 96 шт.

где: коэффициент резерва принимаем Крез = 1,2

Заключение

Целью выполнения курсового проекта являлось закрепление и углубление полученных знаний при изучении дисциплины «Процессы ОГР».

Разработка курсового проекта показывает, что производственные процессы на открытых горных работах взаимосвязаны и слагаются из основных и вспомогательных операций, связанных единой технологической цепочкой.

Из всех машин комплекса, основной машиной в технологической цепочке является экскаватор. За операцией, выполняемой экскаватором, следует другая, выполняемая в том же темпе следующей машиной, при этом должна быть осуществлена связь всех машин комплекса.

Каждая машина выбирается для усредненных условий работы со сравнительно узкой задачей: бурение, погрузка, перемещение и др. Поскольку свойства разрабатываемых пород изменяются, все горные машины, образующие комплекс, должны обладать некоторыми резервами производительности.

Технологические процессы и основное оборудование выбранное для формирования комплекса механизации соответствуют работе в горнотехнических условиях данного карьера.

Список используемой литературы

1. «Основы горного дела» авт. П.В. Егоров, Е.А. Бобер и др., изд. МГУ г. Москва 2006г.

2. «Технология, механизация и организация открытых горных работ» учебник для вузов, авт. П.И. Томаков, И.К. Наумов, изд. «Недра», 1992г.

3. «Взрывные работы» авт. Б. Н. Кутузов, изд. «Недра» г.Москва, 1988.

4. «Открытая разработка месторождений полезных ископаемых» учебник для горных техникумов, авт. В.С. Хохряков, г. Москва изд. «Недра» 1990г.

5. Справочник. Открытые горные работы / К.Н. Трубецкой, М.Г. Потапов, К.Е. Виницкий и др. - М.: Горное бюро, 1994г.

6. «Открытые горные работы» учебник для вузов, авт. Ржевский В.В., г. Москва изд. «Недра» 1985г.

7. «Технология открытых горных работ» учебное пособие для вузов авт. Ю. И. Анистратов, изд. г. Москва «Недра», 1984г.

8. «Единые правила безопасности при разработке МПИ открытым способом», г. Москва изд. НПО ОБТ, 1992г.

9. «Горные машины и комплексы для открытых горных работ» учебник для вузов, авт. Р.Ю. Подэрни и др., том 1, 2., изд. МГГУ г. Москва, 1999г.

Размещено на Аllbеst.ru

...