Размещено на http://www.allbest.ru/

МИНИСТЕРСТВО НАУКИ И ВЫСШЕГО ОБРАЗОВАНИЯ РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования

«Тихоокеанский государственный университет»

Кафедра транспортно-технологических систем в строительстве и горном деле

Контрольная работа по дисциплине: «Горные машины и оборудование»

Выполнил студент гр ГДз(с)-61 Грабовская Юлия Николаевна

Номер зачетной книжки 160014534

Хабаровск 2019



Содержание

• Исходные данные
• 1. Определение типоразмера выемочных машин
• 2. Выбор буровых станков
• 3. Выбор транспортных средств
• 4. Расчет объема вскрышных работ
• 5. Выбор буровых станков для уступов вскрышного слоя
• 

Исходные данные

Исходные данные приведены в таблице.

1. В зависимости от объема добычи, мощности пласта и крепости породы наметить типоразмер выемочных машин и их количество. Определить максимальное сопротивление черпанию на рабочем органе выемочной машины и сравнить с паспортным значением этой машины

2. Выбрать буровые станки и их количество для образования скважин в уступах с полезным ископаемым

3. В зависимости от объема добычных работ и дальности транспортировки полезного ископаемого выбрать и обосновать типоразмер транспортных средств и их количество

4. Определить объем вскрышных работ, наметить число уступов, угол наклона откосов и карьера, размеры рабочих площадок по ширине

5. Выбрать буровые станки и их количество для образования скважин в уступах вскрышного слоя

6. В зависимости от объёма вскрышных работ наметить типоразмер выемочных машин и их количество. Определить размеры забоя и рабочих площадок при вскрыше. Определить максимальное сопротивление черпанию на рабочих органах выемочных машин и сравнить с паспортными значениями этого параметра.

7. Выбрать и обосновать транспортные средства для перемещения вскрышных пород

Таблица - Исходные данные на выполнение работы

Объём добычи в месяц (тонны) полезного ископаемого	Горно-геологические условия	Система транспортирования вскрышной породы и полезного ископаемого. Технические средства для выемки и транспортирования.
Последняя цифра шифра 7	Предпоследняя цифра шифра 4
250000 Свинцово-цинковая руда	Мощность вскрыши 50 м (f= 7) Мощность пласта руды 8 м (f=5)	Бестранспортная система вскрышных работ карьерными и шагающими (драглайнами) экскаваторами. Перемещение полезного ископаемого автосамосвалами на расстояние 1500м.



1. Определение типоразмера выемочных машин

1. В зависимости от объема добычи, мощности пласта и крепости породы наметить типоразмер выемочных машин и их количество. Определить максимальное сопротивление черпанию на рабочем органе выемочной машины и сравнить с паспортным значением этой машины.

Выемка и погрузка горных пород является одним из основных процессов технологии добычи полезных ископаемых открытым способом. От выбора выемочно-погрузочных машин и их соответствия конкретным гидрогеологическим условиям в значительной степени зависят основные технико-экономические показатели работы карьера.

На рудных карьерах для выемки и погрузки горных пород чаще всего применяют машины цикличного действия - одноковшовые экскаваторы и фронтальные погрузчики. При удалении из карьерного поля мягких вскрышных пород используют также технику непрерывного действия - многочерпаковые цепные и роторные экскаваторы. При разработке мягких вскрышных пород и полезного ископаемого на рудных карьерах применяют драглайны. В настоящее время в России выпускают восемь базовых моделей драглайнов с ковшами вместимостью от 4 до 125 м³. Их используют для перевалки вскрышных пород в отвалы, проведения траншей, возведения насыпей, разработки обводненных пород и затопленных водой участков.

Забой драглайна обычно торцовый, реже фронтальный. Параметры забоя зависят от места расположения драглайна и способа черпания. Забой может отрабатываться нижним, комбинированным и верхним черпанием. При разработке уступа нижним черпанием драглайн располагают па верхней площадке уступа за пределами возможной призмы обрушения. В этих условиях высота забоя зависит от глубины черпания и угла его откосов. Драглайн располагают на промежуточном горизонте н отрабатывают два подступа нижним и верхним черпанием. скважина буровой выемочный

При верхнем черпании драглайн располагают па нижней площадке уступа, при этом угол откоса забоя не превышает 20-25°. Высота забоя 0,8 Н_р, где Н_р - высота разгрузки, м. Верхнее черпание эффективно только для мощных драглайнов с ковшами вместимостью 15-20 м³ и более.

Для определения потребности в экскаваторах воспользуемся таблицей с характеристиками основных распространенных в России драглайнов:

Таблица 1. Техническая характеристика шагающих экскаваторов - драглайнов

Показатели	ЭШ-6,5.45У	ЭШ-11.70	ЭШ-15.80	ЭШ-10.100	ЭШ-20.90
Емкость ковша, м3	5 - 7	11	15	10	20
Длина стрелы, м	30-45	70	80	100	90
Макс. Радиус черпания, м	43,5	66,5	76,5	93,5	83
Макс. Радиус разгрузки, м	43,5	66,5	76,5	93,5	83
Макс. Высота разгрузки, м	19,5	27,5	32	42	38,5
Макс. Глубина черпания, м	22	35	40	50	42,5
Время цикла, с	39	53	58	58	60

По формуле эксплуатационной производительности драглайна определим эксплуатационную производительность экскаватора ЭШ-6,5.45У:

, м³ / сменaEquation Section (Next)(1.1)

где Е - емкость ковша экскаватора, м³;

Т_см - продолжительность рабочей смены, ч (8) ;

k_н - коэффициент наполнения ковша экскаватора (1);

k_и - коэффициент разрыхления горной массы в ковше экскаватора (1,5);

k_-р - коэффициент использования экскаватора во времени (0,8);

t_ц - продолжительность рабочего цикла экскаватора.

Отсюда находим:

м³/смена

При сменной 30 дневном месяце:

Q_мес = 3 ^. 2363,08 ^. 30 = 212676,92 м³/мес.

Рассчитаем соотношение объема и массы для железной руды, плотностью 2,6…2,8 = 2,73 т/мі.

(1.2)

В 1 тонне 0,366 кубометров руды, т.е. масса извлекаемой руды:

(1.3)

т/месяц

Объём добычи в месяц по данным варианта 250000 тонн, т.е требуемое количество экскаваторов составит:

n_э = М/m_э (1.4)

n_э = 250000/77903,63 = 3,20 шт. = 4 шт.

То есть для нормативной разработки требуется минимум 4 экскаватора марки ЭШ-6,5.45 У. Расположим экскаваторы в разных точках объекта разработки (в четырех секторах) для достижения равномерной загрузки. Технические характеристики ЭШ-6,5.45 У приведены в таблице 2.

Таблица 2 - Технические характеристики ЭШ-6,5.45 У

Параметры	ЭШ-6,5/45
Вместимость ковша, м3	6,0
Длина стрелы, м	45
Концевая нагрузка, кН, не более	167
Наибольший уклон, град:
- продольный при шагании (при отсутствии поперечного уклона)	10
- поперечный при шагании (при отсутствии поперечного уклона)	3
- продольный и поперечный при работе	2
Среднее давление на грунт, кПа:
- при работе	58,5
- при шагании	107,8
Скорость передвижения, м/с	0,133
Наибольший радиус копания и разгрузки, м	43,5
Максимальная высота разгрузки, м	22
Наибольшая глубина копания, м	19,5
Масса экскаватора, т	278

Теперь зная марку экскаватора рассчитаем все необходимые параметры его работы при выемки породы. Масса экскаватора:

(1.5)

где: k_уд - коэффициент металлоёмкости, 45 т/м³;

Е - вместимость ковша, м³.

270 т

Размеры ковша: ширина, длина и высота соответственно равны:

(1.6)

=2,09 м

(1.7)

=2,51 м

(1.8)

=1,36 м

Масса ковша экскаватора:

(1.9)

где C_i - коэффициенты удельного веса ковша экскаватора.

4,39 т

Масса извлекаемой породы:

m_пор = E ^. г_пор / К_р (1.10)

m_пор = 6,0 ^. 2,73/1,15 = 14,24 т

Суммарная масса:

m_к + m_пор =4,39 + 14,24 = 18,64 т

Вес ковша и ковша с рудой:

(1.11)

= 43099,37 Н

= 139728,52 Н

Масса поворотной платформы составит:

m_пп = k₁ ^. m_экс (1.12)

где k₁ - коэффициент, определяющий долю массы поворотной платформы.

m_пп = 0,75 ^. 270= 202,5 т

Определяем сопротивление породы копанию:

m_пп = k₁ ^. m_экс (1.13)

(1.14)

где Е_д - вместимость ковша драглайна, 6,0 м³;

К_вол = Е_вол / Е_д - отношение объёма призмы волочения к вместимости ковша драглайна. Для лёгких, средних и тяжёлых пород принято 0,4; 0,3; 0,2;

Так как f_в =7, то в массиве вскрыша полускальная (скальные легко разрушаемые породы), f_п = 5 - в массиве скальная легко разрушаемая.

К^f_д - сопротивление породы копанию, Па;

К_пут = l_нап / l_кд - отношение пути наполнения ковша к длине, 3…5 = 4,0;

К_р - коэффициент разрыхления, 1,1…1,15 = 1,12.

Удельное сопротивление копанию взорванных пород (f < 7) определяют по уравнению:

(1.15)

S - глубина снимаемой стружки, 0,5 м;

D_ср - средний линейный размер куска, 1,5…2,5 = 1,75 м.

=5,86

Н

N_тд = N_1д + G_к+n ^.sinд_от + p_tp ^. G_к+п ^. cosд_от

где G_k+n - вместимость ковша драглайна;

д_от - предельный угол откоса (в нашем случае, для средних 40 град).

N_тд = 406627,13 + 247829,81 ^. sin40+0,4^. 247829,81^.cos40 = 598852,38 Н

Удельное давление на грунт при работе по паспортным данным составляет 58500 Па, сопротивление же породы 598852,38 Н.

2. Выбор буровых станков

Выбрать буровые станки и их количество для образования скважин в уступах с полезным ископаемым

В полускальных и скальных породах высота уступа принимается такой, чтобы высота развала пород после взрыва (которая будет в данном случае реальной высотой забоя экскаватора) не превышала 1,5 максимальной высоты черпания экскаватора. Если учесть, что на практике высота развала колеблется до 1,2 высоты уступа, то последняя может устанавливаться в среднем 1,5 максимальной высоты черпания экскаватора.

Н_разв =1,5 ^. Н_ч.max Equation Chapter (Next) Section 1Equation Section (Next) (2.1)

Н_уст = Н_разв /1,2(2.2)

где Н_ч.max - максимальная высота черпания экскаватора ЭШ-6,5-45, 19,5 м.

Н_разв =1,5 ^. 19,5 = 29,25 м

Н_уст = 29,25 /1,2 = 24,375 м

Принимаем высоту уступа 24,0 при добыче на уступах с полезным ископаемым.

Диаметр скважины принимают с учётом обеспечения нормальной проработки подошвы уступа при донной высоте Н_у и угле откоса уступа б:

, м, (2.3)

где г - плотность породы (известняк мраморизованный), для вскрыши с коэффициентом крепости f = 7 (по варианту задания), 2,9 т/м³;

с = 4 - минимальное допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа м;

m - коэффициент сближения скважины, принимается в зависимости от трудности взрывания, 1.

м

Принимаю Станок буровой шарошечный СБШ-160/200-40.

Станок буровой шарошечный СБШ-160/200-40 предназначен для бурения технологических взрывных скважин диаметром 160; 171; 215 мм, глубиной до 40 метров в породах крепостью f = 4…18 по шкале проф. Протодьяконова на открытых горных разработках полезных ископаемых, а так же при выполнении работ по заоткоске уступов бортов карьеров по предельному контуру.

Глубина бурения СБШ-160/200-40 для диаметра скважины 170-215 мм, составляет 61,5 м.

Частота вращения долота составляет w = 0…120 об/мин.

Выбираем ближайшее к диаметру скважины долото типа М-ЦВ с диаметром 165,1 мм производства предприятия ОАО «Уралбурмаш».

Минимальное усилие подачи определяется:

, кН, (2.4)

где K - коэффициент, обычно К = 6…10 (большие значения для более крупных долот);

d_д - диаметр долота, мм;

f - коэффициент крепости породы.

кН

Рекомендуемая величина нагрузки на долото составляет 30…120 кН, что соответствует расчету.

Техническая (механическая) скорость шарошечного бурения

, м/ч(2.5)

где P_ос - осевая нагрузка на долото, 92,46 кН;

щ - частота вращения долота 100/60 с^-1;

d - диаметр долота, м;

K_фш - коэффициент формы зубьев шарошечного долота (для МЗ K_фш = 2,5),

f - коэффициент крепости породы.

м/ч = 2,73 ^. 10^-4 м/с

Сменная производительность бурового станка

, м, (2.6)

где Т_м -машинное время работы станка за смену, с;

(2.7)



Т_С - продолжительность рабочей смены, 8ч = 28800 с;

К - коэффициент эффективного использования станка в течение смены (обычно принимают К = 0,7-0,9);

V_БТ - технологическая (механическая чистая) скорость бурения, м/с;

t_в - время, затрачиваемое на вспомогательные операции и отнесенное к единице длины скважины, примем равной 1,165с/м.

м/см

Годовая производительность станка

м/год, (2.8)

где Т_к - календарное количество дней в году;

Т_в - количество выходных дней в году;

Т_кл - количество дней простоя по климатическим причинам;

Т_рем - количество дней на планово-предупредительный ремонт;

Т_п - количество праздничных дней в году;

n_см - количество смен в сутки.

м/год

Рабочий парк буровых станков:

(2.9)

где А_гм - годовая производительность карьера по горной массе, 250000 т/год;

ц - выход горной массы с 1 м скважины, м³/м^.

, м³, (2.10)

где W - линия сопротивления по подошве, м;

а - расстояние между скважинами в ряду, м;

b - расстояние между рядами, м;

h - высота уступа, 24,0 м;

L_c - глубина скважины, м.

Длина скважины:

(2.11)

где в - угол наклона скважины к горизонту, град.;

l_п - длина перибура, м.

м, (2.12)

м

м

Линия сопротивления по подошве

, м, (2.13)

где К_в - коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве, 1,1;

d_с - диаметр скважины, м;

Д - плотность заряжания ВВ в скважине, 1,0 кг/м³;

m - коэффициент сближения зарядов, 1,0;

К_ВВ - переводной коэффициент от аммонита № 6 ЖВ к принятому ВВ, 1,0;

г - плотность породы, т/м³.

d_с =1,06 ^. d_д(2.14)

d_с =1,06 ^. 0,1651 = 0,175 - диаметр скважины, м;

м

Расстояние между скважинами в ряду составит:

м, (2.15)

где Q_З - масса заряда в скважине, кг;

g - удельный расход ВВ, кг/м³.

Масса заряда в скважине:

кг,

где d_с - диаметр скважины, 2,02 дм;

l_ВВ - длина заряда ВВ, м:

м, (2.16)

где l_з - длина забойки, м;

l_пр - длина промежутка, м.

м (2.17)

l₃ = (20…35) ^. 0,175 = 30 ^. 0,175 = 5,25 м

м, (2.18)

l_пр = (8…12) ^. 0,175 = 10 ^. 0,175 = 1,75 м

l_ВВ = 27,71 - 5,25 - 1,75 = 20,71 м

кг

м

23,82 м³

, принимаем 2 ед.

Определяем инвентарный парк буровых станков:

(2.19)

ед.

Принимаем буровой станок СБШ-160/200-40 в количестве 3 шт.

3. Выбор транспортных средств

В зависимости от объема добычных работ и дальности транспортировки полезного ископаемого выбрать и обосновать типоразмер транспортных средств и их количество

Для начала опишем общие требования и принципы транспортировки и перевозки руды при разработке открытых карьеров.

Перевозка при открытых разработках и в ленточных шахтах обычно производится грузовиками. Деятельность грузовиков при многих открытых разработках ограничена поездками между зоной загрузки и пунктом перегрузки, типа станции дробления «в шахте» или системы дальнейшей транспортировки. Грузовики пользуются успехом благодаря гибкости их работы по сравнению с железными дорогами, которым отдавалось предпочтение до 1960-х годов. Усовершенствование грузовиков типа машин на дизельной и электрической тяге привело к появлению значительно более мощных транспортных средств. Некоторые заводы в настоящее время выпускают грузовики грузоподъемностью 240 тонн, а в ближайшем будущем ожидается появление грузовиков грузоподъемностью более 310 тонн. Кроме того, использование компьютеризированных систем управления и технологии глобальной спутниковой ориентации позволяет следить за транспортными средствами с еще большей эффективностью и производительностью.

Системы вывозных дорог могут иметь одностороннее и двустороннее движение. Движение может быть либо правосторонним, либо левосторонним. Левостороннее движение часто предпочтительнее, поскольку позволяет операторам видеть покрышки на очень больших грузовиках.

При левостороннем движении также достигается большая безопасность, так как снижается возможность столкновения со стороны шофера в центре дороги.

Уклон вывозных дорог обычно ограничен 8-15% для длительных транспортировок, и оптимум его - приблизительно от 7 до 8%. Безопасность и дренаж воды требуют того, чтобы на длинных спусках были по крайней мере 45-метровые участки с максимальным уклоном в 2% через каждые 460 м крутого спуска. Дорожные обочины (поднятые границы из грязи), расположенные между дорогами и смежными раскопками, - стандартные приспособления для безопасности в поверхностных шахтах.

Они могут также быть помещены в середину дороги, чтобы разделить встречное движение. Там, где имеются дороги типа американских гор, в конце спуска могут быть оборудованы объездные проезды с большим уклоном. Барьеры по краю дороги типа обочин стандартны и должны быть расположены между всеми дорогами и смежными с ними раскопками. Высококачественные дороги расширяют максимальную производительность, способствуют увеличению безопасных скоростей грузовика, сокращают время простоя для обслуживания и уменьшают утомляемость водителя. Меры по содержанию дорог для транспортировки грузовиками направлены на сокращение эксплуатационных расходов за счет сокращения потребления топлива, увеличения срока работы шин и сокращения затрат на ремонт.

Выбираем тип автомобиля, для этого по выбранному типу экскаватора в разделе «6», табл.4.9.(Тамаков П.И., Наумов И.К. Технология, организация и механизация ОГР, изд.II. Раздел 4, стр. 152) находим рациональное отношение вместимости кузова автосамосвала и вместимости ковша экскаватора, для рассматриваемых условий.

По табл.4.5 (Тамаков П.И., Наумов И.К. Технология, организация и механизация ОГР, изд.II. Раздел 4, стр. 125) по емкости кузова выбираем автосамосвал БелАЗ.

V_а/E_э = X,

где Х определяется по в табл.4.5 строка 4; V_а = E_э ^. Х.

Технические характеристики автосамосвала приведены в таблице 3.

Таблица 3 - Технические характеристики самосвала БелАЗ-7513.

Транспортная скорость, км/ч:	15
Углы въезда, град.передний:	16
Средняя скорость движения, км/ч:	50
длина, мм	11500
ширина, мм	6400
высота, мм	5900
Углы въезда, град.задний (каретка в верхнем положении):	30
Собственная масса, кг:	84700
Ход каретки, мм:	1150
Масса противовеса, кг:	10000
Угол наклона каретки к горизонту, град.:	75

Определяем продолжительность движения автосамосвала от пункта загрузки до пункта разгрузки и обратно (рейс):

,Equation Section (Next)(3.1)

где t_п - время погрузки самосвала, мин:

(3.2)

где q_а - грузоподъемность самосвала, 130,0 т;

E - емкость ковша экскаватора, определена ранее, равна 6,0 м³;

k_р - коэффициент разрыхления горной породы (в кузове), 1,12…1,15;

k_н - коэффициент наполнения ковша экскаватора, 0,85…1;

t_ц - фактическое время цикла работы экскаватора, сек., табл.3.6.(Тамаков П.И., Наумов И.К. Технология, организация и механизация ОГР, ГЛАВА 3), 25…35 с, примем равной 30,0 с.

с

t_дв - движение автосамосвала, мин:

, (3.3)

где L_рт - определяется заданием;1500 м =1,5 км;

V_ср - средняя скорость движения автосамосвала, 30 км/ч;

с

t_разг - время разгрузки для самосвалов q_а = 110,0 т, t_разг = 90 сек.

t_м = 10 - 60 сек - время маневра при разгрузке и перед погрузкой, 45 с.

Отсюда находим:

T_р = 296,30 + 403,20 + 90 + 45 = 834,50 с = 13,91 мин.

Определяем округленную продолжительность движения автосамосвала от пункта загрузки до пункта разгрузки и обратно (рейс):

T_р = 14,0 мин.

Количество рейсов автосамосвалов в смену:

, (3.4)

гдк k_иа - коэффициент загруженности, 0,65…0,8 = 0,75.

ПР = 60 ^. 8 ^. 0,75/14,0 = 25,7 шт. = 26 рейсов.

Определяем среднее число автосамосвалов, которое может эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором:

, (3.5)

где П_эсм - сменная производительность экскаватора;

П_эсм = G_мес/(n_э ^. 3) (3.6)

П_эсм = 77903,63/(4 ^. 3) = 6491,97 т/см

Q_асм - сменная производительность автомобиля;

N_ра = 6491,97/(26 ^. 130) = 1,94 шт. = 2 автосамосвала.

Определяем число рабочих автосамосвалов, обслуживающих все рабочие экскаваторы:

, (3.7)

где n_э - число экскаваторов, работающих с автотранспортом в смену;

N_р.а. - количество автосамосвалов, обслуживающих один экскаватор.

N_в.р. = 4 ^. 2 = 8 автосамосвалов.

4. Расчет объема вскрышных работ

Определить объем вскрышных работ, наметить число уступов, угол наклона откосов и карьера, размеры рабочих площадок по ширине

Вскрытие месторождения, производится исходя из достижения наименьших объемов горно-капитальных работ. Примеры наиболее рациональных капитальных траншей приведены на рис. 4.1.

Рис. 4.1 - Капитальная траншея: а - общий вид, б - план.

Основными элементами капитальной траншеи являются:

- ширина - В _к.т. ее основания, м;

- глубина - Н _к.т., м;

- продольный уклон - i_к.т., ‰;

- б _к.т. - угол откоса,є;

- L _к.т. - длина, м:

- V _к.т. - объем, м³:

- S _к.т. - площадь поперечного сечения.

Определим параметры капитальной траншеи на вскрышной горизонт:

Н_к.т = 50,0 м.

i_к.т. = 80 ‰, из условия применения автотранспорта;

б_к.т. = 55є - вскрышные породы;

Ширина траншеи определяется из условия нормальной работы горно-транспортного оборудования.

Принимаем тупиковую схему подачи автотранспорта под погрузку.

Рис. 4.2 - Схема подачи автосамосвалов под погрузку при проведении траншей (тупиковый разворот)

Ширина траншеи при тупиковом развороте автотранспорта.

Equation Section (Next)(4.1)

где R - минимальный радиус поворота автотранспорта, 20,0 м;

d - ширина кузова, 6,4 м;

L - длина автосамосвала, 11,5 м;

m - минимальное расстояние между автотранспортом и нижней бровкой траншеи, 2,0 м.

При проходке траншеи будем использовать следующее оборудование: драглайн ЭШ-6,5/45 и автосамосвалы БелАЗ-7519.

B_т = 15 + 0,5 (6,1+11,25) + 2•2 = 32,95 м;

Принимаем B_т = 33,0 м.

Проведение траншеи будет производиться тупиковым разворотом автотранспорта с шириной траншеи равной 33,0 м, т.к. она позволит сократить объем работ.

(4.2)

L_к.т. = 1000 · 50 / 80 = 625 м. Принимаем 625 м.

Объем капитальной траншеи на глубину вскрышных пород будет равен:

(4.3)

где Н - конечная глубина карьера, Н = 3,4 м,

B - ширина траншеи, В = 33,0 м,

- угол откоса борта траншеи, = 55°,

i - руководящий уклон, i = 80 ‰.

V_к.т. = 941449,61 м³

Параметры проведения капитальной траншеи на добычной уступ.

Н_к.т. - мощность полезного ископаемого, 8,0 м.

i _к.т = 80 ‰, из условия автотранспорта;

б_к.т = 80є - полезное ископаемое;

В_к.т = 33,0 м - как и на вскрышном уступе (так как при проходке будет применяться то же оборудование);

L_к.т. = 1000 · 8,0 / 80 =100,0 м. Принимаем 100,0 м.

Объем капитальной траншеи на глубину п.и. будет равен:

13771,59 м³

Основными элементами разрезной траншеи являются:

- глубина Н_р.т её основания, м;

- ширина В_р.т ее основания, м;

- б_р.т.р. угол откоса рабочего борта,є;

- б_р.т.н. угол откоса нерабочего борта,є;

- L_р.т длина, м;

- S_р.т площадь поперечного сечения, м и V_р.т объем, м3.

Проведение разрезной траншеи по вскрыше:

Н_ср = 50,0 м.

б_{р.т р}= 55⁰ - угол рабочего борта вскрыши;

б_{р.т н.}= 50⁰ - угол не рабочего борта вскрыши;

L_р.т = 300 м - длина фронта;

Ширина траншеи определяется из условия нормальной работы горно-транспортного оборудования. Принимаем тупиковую схему подачи автотранспорта под погрузку. Проведение траншеи будет производиться тупиковым разворотом автотранспорта с шириной траншеи равной 33,0 м, т.к. она позволит сократить объем работ.

(4.4)

Vрт=(18+3,4ctg55)3,4.300=20788,32 м3

Проведение разрезной траншеи по полезному ископаемому:

Н_ср - мощность полезного ископаемого, 8,0 м.

б р.т р=80є -угол рабочего борта полезного ископаемого;

б р.т н=75є - угол не рабочего борта полезного ископаемого;

Lр т = 300 - длина фронта;

Вр т =18 м.

Vрт=(18+9,1ctg80)9,1.300=51736,5 м3

5. Выбор буровых станков для уступов вскрышного слоя

Выбрать буровые станки и их количество для образования скважин в уступах вскрышного слоя

Диаметр скважины принимают с учётом обеспечения нормальной проработки подошвы уступа при донной высоте Н_у и угле откоса уступа б:

, м, Equation Chapter (Next) Section 1Equation Section 4Equation Section (Next)(5.1)

где г - плотность породы (известняк мраморизованный), для вскрыши с коэффициентом крепости f = 7 (по варианту задания), 2,9 т/м³;

с = 4 - минимальное допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа м;

m - коэффициент сближения скважины, принимается в зависимости от трудности взрывания, 1.

Н_у = 50/2 - 1 = 24,0 м

м

Принимаю Станок буровой шарошечный СБШ-160/200-40.

Станок буровой шарошечный СБШ-160/200-40 предназначен для бурения технологических взрывных скважин диаметром 160; 171; 215 мм, глубиной до 40 метров в породах крепостью f=4ё18 по шкале проф. Протодьяконова на открытых горных разработках полезных ископаемых, а так же при выполнении работ по заоткоске уступов бортов карьеров по предельному контуру.

Глубина бурения СБШ-160/200-40 для диаметра скважины 190-215 мм, составляет 61,5 м.

Частота вращения долота составляет w = 0…120 об/мин.

Выбираем долото типа М-ЦВ с диаметром 190,5 мм производства предприятия ОАО «Уралбурмаш».

Минимальное усилие подачи определяется:

, кН, (5.2)

где K - коэффициент, обычно К = 6…10 (большие значения для более крупных долот);

d_д - диаметр долота, мм;

f - коэффициент крепости породы.

кН

Рекомендуемая величина нагрузки на долото составляет 30…130 кН, что соответствует расчету.

Техническая (механическая) скорость шарошечного бурения

, м/ч(5.3)

где P_ос - осевая нагрузка на долото, 106,68 кН;

щ - частота вращения долота 100/60 с^-1;

d - диаметр долота, м;

K_фш - коэффициент формы зубьев шарошечного долота (для МЗ K_фш = 2,5),

f - коэффициент крепости породы.

м/ч = 2,05 ^. 10^-4 м/с

Сменная производительность бурового станка

, м, (5.4)

где Т_м -машинное время работы станка за смену, с;

(5.5)

Т_С - продолжительность рабочей смены, 8ч = 28800 с;

К - коэффициент эффективного использования станка в течение смены (обычно принимают К = 0,7-0,9);

V_БТ - технологическая (механическая чистая) скорость бурения, м/с;

t_в - время, затрачиваемое на вспомогательные операции и отнесенное к единице длины скважины, примем равной 1,165с/м.

м/см

Годовая производительность станка

м/год, (5.6)

где Т_к - календарное количество дней в году;

Т_в - количество выходных дней в году;

Т_кл - количество дней простоя по климатическим причинам;

Т_рем - количество дней на планово-предупредительный ремонт;

Т_п - количество праздничных дней в году;

n_см - количество смен в сутки.

м/год

Рабочий парк буровых станков:

(5.7)

где А_гм - годовая производительность карьера по горной массе, 250000 т/год;

ц - выход горной массы с 1 м скважины, м³/м^.

, м³, (5.8)

где W - линия сопротивления по подошве, м;

а - расстояние между скважинами в ряду, м;

b - расстояние между рядами, м;

h - высота уступа, 24,0 м;

L_c - глубина скважины, м.

Длина скважины:

(5.9)

где в - угол наклона скважины к горизонту, град.;

l_п - длина перибура, м.

м, (5.10)

м

м

Линия сопротивления по подошве

, м, (5.11)

где К_в - коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве, 1,1;

d_с - диаметр скважины, м;

Д - плотность заряжания ВВ в скважине, 1,0 кг/м³;

m - коэффициент сближения зарядов, 1,0;

К_ВВ - переводной коэффициент от аммонита № 6 ЖВ к принятому ВВ, 1,0;

г - плотность породы, т/м³.

d_с =1,06 ^. d_д(5.12)

d_с =1,06 ^. 0,1905 = 0,202 - диаметр скважины, м;

м

Расстояние между скважинами в ряду составит:

м, (5.13)

где Q_З - масса заряда в скважине, кг;

g - удельный расход ВВ, кг/м³.

Масса заряда в скважине

кг,

где d_с - диаметр скважины, 2,02 дм;

l_ВВ - длина заряда ВВ, м.

Длина заряда:

м, (5.14)

где l_з - длина забойки, м;

l_пр - длина промежутка, м.

м (5.15)

l₃ = (20…35) ^. 0,202 = 30 ^. 0,202 = 6,06 м

м, (5.16)

l_пр = (8…12) ^. 0,202 = 10 ^. 0,202 = 2,02 м

l_ВВ = 27,71 - 6,06 - 2,02 = 19,63 м

кг

м

28,33 м³

, принимаем 2 ед.

Определяем инвентарный парк буровых станков:

ед.

Принимаем буровой станок СБШ-160/200-40 в количестве 3 шт.

Размещено на Allbest.ru

...