1. Расчет параметров основных технологических процессов при разработке условного месторождения icon

1. Расчет параметров основных технологических процессов при разработке условного месторождения


2 чел. помогло.
Смотрите также:
Разработка технических требований на операцию 14...
Оптимизация параметров процесса выемки бокситов при разработке месторождений открытым способом в...
Задачи профессиональной деятельности выпускника Требования к результатам освоения основных...
Методы обработки и оценки погрешностей при однофакторном эксперименте...
220700 Автоматизация технологических процессов и производств...
Рабочая программа дисциплины «Математические модели технологических процессов» для специальности...
Лекция Термодинамический расчет процессов. Определение...
Рабочая учебная программа дисциплины Материалы электронной техники Направление подготовки...
Самостоятельная работа 95 час...
Рабочая учебная программа дисциплины Теоретическая электрохимия Направление подготовки...
Рабочая учебная программа дисциплины Физические основы электроники Направление подготовки...
Методические материалы по курсу лекций (в двух частях) Часть 2...



Загрузка...
скачать
Министерство образования Российской Федерации

Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г .В.Плеханова

(технический университет)


КУРСОВАЯ РАБОТА



По дисциплине: Основы геологии и горного дела при открытых горных работах.

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА



Тема: Расчет параметров основных технологических процессов при разработке условного месторождения.


Автор: студент гр. ЭР-01- 1821 ______________ / Антонов С. А./

(подпись) (Ф.И.О.)

ОЦЕНКА: __________________


ДАТА: _____________________


ПРОВЕРИЛ:

Руководитель проекта ___профессор ______________ _Падуков В.А.__

(должность) (подпись) ( Ф.И.О.)


Мончегорск

2003 год

Министерство образования Российской Федерации

Санкт-Петербургский государственный горный институт им. Г.В. Плеханова

(технический университет)


УТВЕРЖДАЮ

Заведующий кафедрой

проф. Г.П.Парамонов

___________________

«___»___________2003 г.


Кафедра: Разработки месторождений открытым способом и разрушения горных пород.

^ КУРСОВАЯ РАБОТА

По дисциплине: Основы геологии и горного дела при открытых горных работах

(наименование учебной дисциплины согласно учебному плану)

ЗАДАНИЕ


Студенту группы : ЭР- 01- 1821 /Антонову С.А. /


Тема работы: 1. Расчет параметров основных технологических процессов при разработке условного месторождения.

2. Исходные данные к работе: Приведены в начале работы.

3. Содержание пояснительной записки: Исходные данные, расчет технологических процессов в карьере: расчет параметров БВР и определение количества бурового оборудования, выемочно- погрузочные работы, расчет карьерного транспорта, отвалообразование, заключение.

4. Перечень графического материала: Лист формата А1: схема расположения скважинных зарядов, развала взорванной горной массы, отвалообразования в плане и разрезе.

Руководитель проекта ______________ ______________

(должность) (подпись) (Ф.И.О.)


Оглавление.

1. Введение…………………………………………………………………………… 3 2. Горнотехнические условия……………………………………………………………...4

3. Расчёт параметров буровзрывных работ и определение количества бурового
оборудования ……………………………………..6

4. Расчёт экскавации …………………………………….13

5. Расчет транспортирования горной породы.......................................................................15

Транспортирование руды …………………………………..15

Транспортирование вскрышных пород …………………………………..19

6. Расчёт отвалообразования …………………………………………………………….24

7. Список литературы…………………………………………………………………….26


1. Введение

Открытыми горными работами называется комплекс мероприятий по извлечению полезных ископаемых из недр непосредственно с земной поверхности.

Раздел горной науки, занимающейся изучением открытых горных работ, называется технологией открытого способа разработки месторождений. Слово «технология» в данном случае понимается как совокупность наук о способах добывания полезных ископаемых.

Открытые горные работы являются древнейшим способом добычи полезных ископаемых. Почти все природные строительные материалы всегда добывались только открытым способом.

Преимущества открытого способа разработки по сравнению с подземными являются: меньшие потери полезного ископаемого (3 – 8 % вместо 20 – 30 % при подземном), большая возможность раздельной его выемки, значительно меньше ( в 2 – 3 раза) сроки строительства карьеров одинаковой с шахтами мощности. Кроме того, открытый способ разработки характеризуется высокой безопасностью и более комфортными условиями труда, чем подземный.

Основными недостатками открытого способа разработки: некоторая зависимость от климатических условий; необходимость больших площадей для размещения горных пород – отходов карьера; невозможность выборочной выемки полезного ископаемого; возникновение многих экологических проблем в районе карьера.

В настоящее время открытый способ разработки полезных ископаемых, благодаря своим преимуществам, является основным.

Таким образом, в настоящее время созданы благоприятные научно-технические, экономические, правовые и другие предпосылки для рационального и комплексного использования горных пород карьерного поля. Эту работу необходимо проводить в следующих основных направлениях: оптимизация потерь полезного ископаемого при его добыче, повышения извлечения попутных полезных компонентов при переработке комплексных полезных ископаемых, использование отходов производства горно-промышленных предприятий.

Дальнейшее развитие открытых работ идёт по пути создания больших комплексно-механизированных и автоматизированных карьеров с использованием в управлении производством вычислительной техники, автоматики и телемеханики.


2. Горнотехнические условия

В качестве исходных данных принимаются следующие:

  1. Крутопадающее месторождение.

  2. Руда с коэффициентом крепости по шкале проф. Протодьяконова.
    f = 12 Третья группа поблочности.

3. Объёмная масса вскрышной породы и п.и., соответственно.

4.Годовая производительность карьера по горной массе, Q гм =15 млн.т.

  1. Объёмный коэффициент вскрыши,

  2. Высота уступа, h = 12 м.

  1. Расстояние транспортирования вскрышных пород до отвала, L пор = 10,3 км

  2. Расстояние доставки руды до обогатительной фабрики, L руды = 2,7 км.

  3. Расстояние до обменного пункта, L обм = 0,5 км.

  1. Угол откоса рабочего уступа, а = 70°.

  2. Вид карьерного транспорта - автомобильный (руды)и железнодорожный (вскрышные породы).

  3. Высота яруса отвала Н о = 12 м

  4. Количество рядов скважин, n = 4

  5. Угол откоса отвала ,

  6. Число думпкаров в составе, N д = 12


Разработка месторождений открытым способом выполняется по определённой технологической схеме, включающей следующие производственные процессы: подготовка горных пород к выемке; выёмочно-погрузочные работы; перемещение горной массы; разгрузка и складирование полезного ископаемого; отвалообразование.

Выбор способа подготовки горных пород к последующим технологическим процессам зависит от вида и свойств породного массива, природных условий ведения открытых горных работ и применяемых средств механизации.

Для выбора способа подготовки горных пород к выемке необходимо определить категории заданных пород согласно коэффициента крепости.

В России применяется классификация горных пород по шкале профессора Протодьяконова М.М. Таблица 1


Категория пород

Коэффициент крепости f

В высшей степени репкие

16 – 20

Очень крепкие

11 – 15

Крепкие

7 – 10

Довольно крепкие

5; 6

Средние

3; 4

Довольно мягкие

1,5; 2

Мягкие

0,8; 1

Землистые

0,6

Сыпучие

0,5

Плывучие

0,3



Учитывая то, что в исходных данных нет коэффициента крепости по породам вскрыши, данным показателем задаёмся самостоятельно. Принимаем коэффициент крепости по породам вскрыши равной 10.

Согласно классификации, породы характеризующиеся коэффициентом крепости f = 10 относится к крепким породам, а с коэффициентом крепости f = 12 – к очень крепким породам. В крепких и очень крепких породах отбойку ведут только буровзрывным способом. Учитывая данные факторы, подготовку горных пород к выемке осуществляем буровзрывным способом.


  1. Расчёт параметров буровзрывных работ и определение количества бурового оборудования.

3.1. Буровзрывные работы.

На рудных карьерах наибольший удельный вес занимает подготовка пород к выемке с помощью буровзрывных работ. Буровзрывные работы на карьере проводят в две стадии. На первой – породы отделяют от массива. На второй – осуществляется взрывание негабаритных кусков, выравнивание подошвы уступов, обрушение нависей и т.д.

На карьерах страны наибольшее распространение получили буровые станки шарошечного типа СБШ-160, 2СБШ-200, СБШ-250МН, БАШ-320МН, СБШ-320. С помощью этих станков производится бурение вертикальных и наклонных скважин диаметром от 160 до 320 мм с глубиной бурения до 40 м.

Для дальнейших расчётов принимаем станок шарошечного бурения СБШ-250МН с диаметром скважины 250 мм.


3.2. Расчёт линии сопротивления по подошве.

W=0.9*

Где: Р – вместимость одного метра скважины.

g = 0.6 кг/м - удельный расход взрывчатого вещества.

Р = 7,85 *

Где: d = 2,5 дм – диаметр скважины.

= 0,9 кг/дм - плотность заряжения.

Р = 7,85 * 2,5 *0,9 = 44,2 кг

W = 0.9 * = 7.7 м

Полученная величина должна удовлетворять условию:

Wh*ctg + B

Где: h = 12 м – высота уступа.

= 70 - угол откоса уступа.

В = 2 м – безопасное расстояние до верхней бровки уступа при работе бурового станка (ЕПБ).

7,712*0,36+2

7,7 м 6,3 м – условие выполняется.


3.3. Величина перебура.

L= (10-15) * d=10*0.25 = 2.5 м

Где: d = 0.25 м – диаметр скважины.


3.4. Длина скважины.

L= h + L= 12 + 2.5 = 14.5 м

Где: h = 12 м – высота уступа.


^ 3.5. Расчёт сетки скважин.

3.5.1. Расстояние между скважинами в ряду.


а = ( 0,8 – 1,4)*W = 0.8 * 7.7 = 6.2 6 м


где: W = 7.7 м – линия сопротивления по подошве.


3.5.2. Расстояние между рядами скважин.


в = (0,9 – 1) * W = 0.9 * 7.7 = 6.93 7 м

В результате произведённых расчётов принимаем сетку скважин 6 х 7 метров.

3.6. Параметры заряда.

3.6.1. Вес заряда.

- вес заряда в скважине 1-го ряда:

Q= W*a*h*g

где: W = 7,7 м – линия сопротивления по подошве.

а = 6 м – расстояние между скважинами в ряду.

h = 12 м –высота уступа.

g = 0.6 кг/м- удельный расход В.В.


Q= 7.7*6*12*0.6 = 332.6 кг


- вес заряда в скважине 2-го и последующих рядов.


Q= а * в * h * g =6*7*12*0,6=302,4 кг

где: в = 7 м – расстояние между рядами скважин.


3.6.2. Длина заряда.

- длина заряда в скважине 1-го ряда:

L=

где: Р = 44,2 кг – вместимость 1 м скважины.


- длина заряда в скважинах 2-го и последующих рядов.

L=


3.6.3. Длина забойки.


- Длина забойки в скважине 1-го ряда:

L= L- L= 14.5 – 7.5 = 7 м

где: L= 14.5 м – длина скважины.


- длина забойки в скважинах 2-го и последующих рядов:

L


3.7.Выход горной массы с одного погонного метра скважины.


V=пм

где: W = 7.7 м – линия сопротивления по подошве.

а = 6 м – расстояние между скважинами в ряду.

h = 12 м – высота уступа.

L = 14.5 м – длина скважины.


V= пм

где: в = 7 м – расстояние между рядами скважин.

Учитывая то, что число рядов в блоке равно 4 ,средний выход горной массы составит:


V= пм


3.8. Определение ширины развала.

В=

где: k- коэфициент пропорциональности, зависящий от взрываемости пород.

k= 5 – для трудновзрываемых.

k= 5,5 – для средневзрываемых.

k= 6 – для легко взрываемых.

Для усреднения расчётов принимаем k= 5,5 – для средневзрываемых.

k- коэффициент, зависящий от степени замедления при взрывании зарядов.

k= 1 – при мгновенном взрывании

k= 0,9 – при замедленном до 25 мс

k= 0,8 – при замедлении до 50 мс

k= 0,7 – при замедлении более 50 мс


Определяем время замедления: t = k* W = 3*7.7 = 23.123 мс

где: k - коэфициент, зависящий от крепости горных пород.

k = 1,5-2,5 мс/м – для трудновзрываемых

k = 3 – 4 мс/м – для средневзрываемых

k = 5 – 6 мс/м – для легковзрываемых

Для усреднения расчетов принимаем k = 3 мс/м для средневзрываемых

W = 7.7 м – линия опротивления по подошве.


Учитывая время замедления t = 23 мс принимаем k= 0,9

где: g = 0,6кг/м - удельный расход В.В.

h = 12 м – высота уступа

в = 7 м – расстояние между рядами скважины.

m= 4 – число рядов в блоке.

В= 5,5*0,9*0,6*12 + 7(4-1) = 56,6 57 м


3.9. Определение высоты развала.


h=

где: h = 12 м - выота уступа.

k= 1.9 – коэфициент разрыхления пород.

= 70 - угол откоса уступа

А = 28,7 м – ширина взрываемой заходки по целику при 4 рядах.


h=


3.10. Годовой объём бурения.


V =

где: А- производительность карьера по горной массе

= 1,07 – коэффициент, учитывающий потери скважины

V= 35.7 м/пм – средний выход горной массы


А= А+ А

Где: А- производительность карьера по руде

А- производительность карьера по вскрыше

А= 15 * 10 т/год или 15 * 10/ 3,3 =4,5 * 10 м/год

Где: 3,3 т/м - обьёмная масса полезного ископаемого.

А= k* А; А= 2,1*4,5*10 =9,5*10 м/год

Где: k = 2,1 - обьёмный коэффициент вскрыши.



V = пм


3.11. Производительность бурового станка.

Q= R * n

где: R – 90 м сменная производительность бурового станка.

n – число смен на бурение.

Буровые работы производятся в две смены в сутки при непрерывной рабочей неделе.

Количество рабочих дней в году 365 число рабочих смен в году

365*2=730 см/год

Вспомогательные работы составляют – 43 см/год

Простои (ППР, регламентные простои, резерв) – 145 см/год

Число смен на бурение составит: 730-43-145= 542 см/год

Q= 90*542 = 48780 пм/год


3.12. Требуемый парк буровых станков.


N = ; станков.

Где: V = 419608 пм – годовой объём бурения.

Q= 48780 пм/год – производительность бурового станка

С учётом коэффициента резерва равного 1,1 инвентарный парк буровых станков составит:

N= 9*1.1 = 9.9 10 станков.


^ 4. Расчёт экскавации.

4.1. Выёмочно – погрузочные работы.

Наибольшее распространение на современных карьерах получили одноковшовые экскаваторы типа прямых механических лопат. Их применяют для выемки и погрузки плотных, мягких, сыпучих горных пород, а так же для погрузки предварительно разрыхлённых полускальных и скальных горных пород. Эти экскаваторы имеют жёсткую связь рабочего органа с рабочим оборудованием позволяющим развивать высокие напорные усилия.

Для дальнейших расчётов на выемке и погрузке горных пород принимаем экскаватор ЭКГ – 8 И. Модель экскаватора проверяем на условие, что высота забоя зависит от высоты развала взорванной горной массы, которая в свою очередь, не должна превышать 1,5 Н, т.е.



где: h= 14 м – высота забоя (развала).

Н= 12,5 м – максимальная высота черпания



- условие выполняется.

4.2. Расчёт теоретической производительности экскаватора.



где: Е = 8 м - ёмкость ковша экскаватора

Т = 26 сек – время рабочего цикла экскаватора.

4.3. Расчёт технической производительности экскаватора.



где: К = 0,7 (0,6 – 1,1) – коэффициент наполнение ковша.

К= 1,9 ( 1,05 – 2 ) – коэффициент разрыхления.


4.4. Эксплуатационная производительность экскаватора.



где: К= 0,7 – коэффициент использования экскаватора.

Т= 12 час. – продолжительность смены.

4.5. Годовая производительность экскаватора.



где: N – 520 смен –число рабочих смен экскаватора в году, по нормам технологического проектирования.


4.6. Определение количества экскаваторов.

N =

Где: А – годовая производительность карьера.

А- по полезному ископаемому – 4,5 * 10 м/ год

А - по вскрыше – 9,5 * 10 м/ год

Потребное количество экскаваторов на участок добычи: N = 3 экскав.

- Потребное количество экскаваторов на вскрышной участок:

N = экскаваторов.

Общий парк экскаваторов на отгрузке горной массы составит:

N= 3 + 5 = 8 экскаваторов

С учётом коэффициента резерва равного 1,1 инвентарный парк составит:

N=8 * 1.1 = 8.8 9 экскаваторов.

4.7. Расчёт ширины экскаваторной заходки.

А= (1,5 – 1,7) * R

А = 1,7 * 12,2 = 20,7 21 метр.

Где: R= 12.2 м – радиус черпания на уровне стояния.


^ 5. Расчет транспортирования горной породы.

Перевозка горной массы в карьерах относится к одному из основных производственных процессов. Назначением карьерного транспорта является перемещение из экскаваторных забоев вскрышных пород – к отвалам; полезного ископаемого к приёмным бункерам обогатительных фабрик, к складам полезного ископаемого. Учитывая то, что в задании полезное ископаемое транспортируется автотранспортом на 2,7 км, а породы вскрыши – Ж / Д транспортом, производим следующие эксплуатационные расчёты: - Транспортировании руды т.е. расчёт автотранспорта

- Транспортировании вскрышных пород т.е. расчёт ж/д транспорта.


5.1.Транспортирование руды.

Эксплуатационный расчёт автотранспорта.

1. Для выбора типа автосамосвала необходимо произвести следующий расчёт. В кузове автосамосвала должно размещаться 5 – 8 ковшей полезного ископаемого.

V= ( 5 – 8 ) V* К

где: V - объём кузова автосамосвала.

V = 8 м - объём ковша экскаватора.

К = 0,7 – коэффициент наполнения ковша.

V= 7 * 8 * 0.7 = 39.2 м

Согласно, производственного расчёта принимаем автосамосвал БелАЗ – 549 с объёмом кузова 41 м, грузоподъёмностью 75 тон.

2. Определяем время рейса автосамосвала.: Т=

2.1 Определим время погрузки автосамосвала:

где: =75 т – грузоподъёмность автосамосвала.

Е = 8 м -ёмкость ковша экскаватора.

= 3,3 т/ м - плотность полезного ископаемого.

К= 0,4 – коэффициент экскавации. К=

К- коэффициент наполнения = 0,7

К- коэффициент разрыхления = 1,9

t= 0.4 мин. – время цикла экскаватора.

t= 0,5 мин.- время обмена а/с под погрузкой.

t=мин.

2.2. Определим время движения автосамосвала. t= t+ t

где: t- время движения а/с в загруженном состоянии

t- время движения а/с порожняком

t = ; t=

где: L = 2,7 км - расстояние транспортирования полезного ископаемого.

V; V - соответственно, 25 и 30 км/ час – скорость движения автосамосвала в гружёном и порожнем направлениях.

t= ; t=

t=6.5 + 5.4 =11.9 мин.

t= 1мин время разгрузки а/с

t = 2 мин время ожидания

Время рейса оставит : Т=3,3 + 11,9 + 1 + 2 = 18,2 мин.

3. Определим парк автосамосвалов: N =

где: Q- сменная производительность карьера

Q - сменная производительность а/с.

3.1. Сменная производительность карьера : Q=

где: А=15 * 10 т/год –годовая производительность карьера по полезному ископаемому.

N = 2 – число смен в сутки

К= 1,1 – коэффициент неравномерности работы карьера

Q= т/см

3.2. Сменная производительность автосамосвала: Q= gК

где: =75 т – грузоподъёмность автосамосвала.

К= 0,96 – коэффициент использования грузоподьёмноти

Т= 12 час. – продолжительность смены.

Т=18,2 мин. - время рейса автосамосвала

К= 0,9 – коэффициент использования времени а/с.

Q= 75 * 0,96 * т/см

Парк автосамосвалов составит: N = а/с

С учётом коэффициента резерва равного 1,1 инвентарный парк а/с составит:

N= 9 * 1.1 = 10 а/с

4. Определим пропускную способность:

Пропускная способность определяется количеством автосамосвалов, проходящих за час через определённый пункт в карьере в одном направлении. Принимаем дорогу двухполосную, одна полоса для гружёного хода, вторая для порожнего.

N=

где: V = 25км/час – скорость движения

n= 1 – число полос движения в одном направлении.

S = 50 (40 – 60 ) м – допустимый интервал движения между самосвалами

k= 0.8 ( 0.5 – 1 ) – коэффициен неравномерности движения.

N= маш/час

5. Определим провозную способность. W = N*

где: =75 т – грузоподъёмность автосамосвала.

W = 400 * 75 = 30000 т/час.


5.2. Транспортирование вскрышных пород.

Эксплуатационный расчёт железнодорожного транспорта.

1. Выбор транспортного оборудования:

Исходя из ёмкости ковша экскаватора, выбираем думпкар ВС – 85 с вместимостью кузов 38 м, грузоподъёмностью 85 тон. В думпкаре должно размещаться 5-8 ковшей.

N = = ковшей

где: V = 38 м - вместимость кузова.

V = 8 м - объём ковша.

К = 0,7 – коэффициент наполнения ковша.

Условие выполняется, следовательно думпкар ВС – 85 соответствует погрузочному оборудованию ЭКГ – 8И. В качестве локомотива выбираем тепловоз ТЭ – 3. Выбранный локомотив по тяговой силе должен удовлетворять условию:

n n где: n = 12 шт – заданное число думпкаров в составе.

n - расчётное количество думпкаров в составе для выбранного локомотива.

Определяем расчётное количество думпкаров в составе:

n= где: Q – вес поезда

g = 85 т – грузоподъёмность думпкара

g= 35 т – вес тары.

Q =

где: Р= 252 т.с. – сцепной вес.

= 0,3 - коэффициент сцепления при трогании с места.

. Для приближенных расчётов можно принимать = 2 – 3 кг с/тс.

i = 40 % руководящий подъём

Q = тс.

n= думпкаров.

12 думпк. 13 думпк.

Условие выполняется, следовательно выбранный локомотив ТЭ – 3 соответствует по тяговой силе заданному количеству думпкаров в составе.


2. Определим продолжительность рейса.


Т= t+ t+ t+ t+ t

2.1. Время погрузки: t=

где: К= 0,93( 0,9 – 0,95 ) – коэффициент учитывающий передвижение поезда при погрузке.

V= фактическая вместимость состава в плотном теле.

Q= 408 м/час – техническая производительность экскаватора.

V= V* n

где: V= 38 м - вместимость кузова.

n = 12 шт. – заданное число думпкаров в составе.

V=38 *12 = 456 м

t= часа или 62,4 мин.


2.2. Время гружёного и порожнего хода:

t = ; t=

где: L = 10.3 км – расстояние транспортирования вскрыши.

V; V= 20 и 40 км/час – скорость движения состава в гружёном и порожнем состоянии, соответственно.

t= мин. t= мин

2.3. Время разгрузки состава: t= t * n t = 1.7*12 = 20.4 мин

где: t = 1,7 (1,5 - 2) мин – продолжительность разгрузки 1-го думпкара.

n = 12 шт – число думпкаров в составе

2.4. Время ожидания.

Продолжительность ожидания поезда определяется конкретной схемой путевого развития и способом связи между раздельными пунктам. Для предварительных расчётов t может быть принято 5-10 минут. Принимаем t = 8 мин.

Продолжительность рейса составит: Т= 62,4+30,9+20,4+15,5+8=137,2 мин.

3. Определим количество рейсов в смену:

К = = рейсов /смену.

где: Т= 12 час. – продолжительность смены.

Т= 137,2 мин - продолжительность рейса.


4. Производительность локомотивного состава:

П= К * Q

где: К = 5 рейсов – количество рейсов в смену сделанных одним составом

Q - Фактическая грузоподъёмность состава

Q=

где: n = 12 шт – число думпкаров в составе

V= 38 м - вместимость кузова

К= 1,9 - коэффициент разрыхления .

К = 0,7 – коэффициент наполнения ковша.

= 2,35 т/м - плотность вскрыши

Q= т.

П= 5 * 395 = 1975 т/смен

5. Необходимое число составов для одного экскаватора.

N=

где: Т= 137,2 мин – продолжительность рейса.

t= 62.4 мин. – Время погрузки состава.

t - время обмена поездов.

t= 2*()

где: L= 50 м = 0,05 км - длина соеденительных путей.

V и V = 10 км/час – скорость движения состава по соеденительным и забойным путям.

L= 500 v = 0.5 км – длина фронта работ.

= 3 мин. = 0,05 час. - время на связь между О.П.

t= 2 () = 0,16 часа или 9,6 мин.

N= состава

6. Общее число локомотивных составов в карьере:

N= N* m N= 2 * 5 = 10 составов.

где: N= 2 состава - число составов для одного экскаватора.

m = 5 шт - количество работающих экскаваторов на вскрыше.

С учётом коэффициента резерва равного 1,1 инвентарный парк составит:

N= 1.1 * 10 = 11 составов.

7. Пропускная способность рельсовых путей по ограничевающему перегону.

За отрезок времени принимаем – сутки, ограничивающий перегон – двухпутный. N =

где: Т = 24 часа – время работы транспорта.

t= 30,9 мин – Время движения гружёного поезда.

= 3 мин. – время на связь О.П.

N = пар поездов /сутки.

8. Провозная способность. М = N * n * ;

где: N = 43 сост. – пропускная способность.

n = 12 шт. – число думпкаров в составе.

g = 85 т – грузоподъёмность думпара.

f = 1.15(1.1 – 1.2) – коэффициент резерва.

М = 43 * 12 * = 38139 т/сут


^ 6. Расчёт отвалообразования.

На карьерах, разрабатывающих полускальные и скальные горные породы с использованием железнодорожного транспорта, в качестве отвального оборудования широко применяют одноковшовые экскаваторы. В этом случае процесс отвалообразования включает в себя приём и размещение пород в отвальные уступы экскаваторами, перевод экскаватора на новую заходку, переукладку железнодорожного пути.

1. Приёмная способность отвального тупика между двумя передвижками.

V=

где: С = 25 м (20 – 25) – шаг передвижки рельсового пути.

Н= 12 м - высота яруса отвала.

k= 1.9 – коэффициент разрушения.

L = 2000 м – длина отвального тупика (принимаем самостоятельно).

V=

2. Количество железнодорожных составов, разгружаемых на отвальном тупике в сутки.

n=

где: k= 0.9(0.85 – 0.95) – коэффициент неравномерности работы транспорта.

Т= 24 час. – время работы отвального тупика.

k= 0.7(0.6 – 0.8) – коэффициент, учитывающий затраты времени на профелирование.

t= 20.4 мин. = 0,34 час. – время на разгрузку одного состава.

t= 0.16 час. – время обмена поездов.

n= составов / сут.

4. Время между передвижками отвального пути. Т=

где: V= 315790 м - приёмная способность отвального тупика между двумя передвижками.

V= 13680 м/сут. – приёмная способность отвального тупика.

Т= сут.

5. Необходимое число рабочих тупиков: N= k

где: k= 1.4(1.25 – 1.75) – коэффициент резерва.

V- суточная производительность карьера по вскрыше.

V=

где: А = 9,5 * 10 м/год – годовая производительность карьера по вскрыше.

К= 1,1 – коэффициент неравномерности работы карьера.

V= м/сут.

N= 3 тупика.

6. Рациональная ёмкость ковша экскаватора на отвале:

Е =

где: n= 12 шт. – число думпкаров в составе.

V= 38 м - вместимость кузова.

f = 0.85( 0.85 – 0.95) – коэффициент неравномерности работы отвального тупика.

К= 1,15 – коэффициент разрыхления пород в отвале.

n= 2.3 число черпаний в минуту (при рабочем цикле 26 смен)

k= 1.0 – коэффициент наполнения ковша.

k= 0.8 – коэффициент использования экскаватора.

L = 0.5 км – расстояние до обменного пункта.

V = 10(7 -10) км/час – средняя скорость движения.

= 0,05 час.- время на сязь при обмене состава.

t = 20.4 мин. = 0,34 час. – время разгрузки состава.

Е =

Для обслуживания 5 вскрышных экскаваторов ЭКГ – 8 И в карьере необходимо 3 экскаватора ЭКГ – 8 И на отвале.


7. Список литературы.

1. О.С. Брюховецкий, Ж.В. Бунин, И.А. Ковалёв « Технология и комплексная механизация разработки месторождений полезных ископаемых».

2. Н.В. Мельников «Краткий справочник по открытым горным работам».




Скачать 241,11 Kb.
оставить комментарий
Дата29.10.2011
Размер241,11 Kb.
ТипКурсовая, Образовательные материалы
Добавить документ в свой блог или на сайт

отлично
  4
Ваша оценка:
Разместите кнопку на своём сайте или блоге:
rudocs.exdat.com

Загрузка...
База данных защищена авторским правом ©exdat 2000-2017
При копировании материала укажите ссылку
обратиться к администрации
Анализ
Справочники
Сценарии
Рефераты
Курсовые работы
Авторефераты
Программы
Методички
Документы
Понятия

опубликовать
Загрузка...
Документы

Рейтинг@Mail.ru
наверх