Расчет параметров горных работ в карьере

Скачать работу - Расчет параметров горных работ в карьере

Екатеринбург 2001 ЗАДАНИЕ на курсовой проект по дисциплине “Основы горного дела” на тему “Расчет параметров горных работ в карьере”

Студент	Студенок Г. А.
Группа	ИЗС - 99
Вариант	18

Дата выдачи 16.03.01

I . ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ
1. Характеристика горных пород:
Крепость, f	9
Плотность, g п , т/м 3	1,9
Категория трещиноватости массива	II
Класс взрываемости	II
Показатель буримости, П б	10
Обводненность	необводненные
2. Годовой объем работ по карьеру, А к , тыс.м 3	19 500
3. Параметры рабочей зоны:
Число рабочих уступов, п р	3
Число нерабочих уступов, п н	2
Высота уступа, h у , м	12
Устойчивый угол откоса уступа, a , град.	68
Средняя длина фронта работ на уступе, L у , м	1900
4. Транспорт:
вид технологического транспорта	ж.д.
Общая длина транспортирования, L о , м	6500
Средняя скорость движения, V ср , км/ч	22
5. Данные для расчета безопасных расстояний при ведении взрывных работ:
Группа пород по классификации СНиП (задается коэффициентом k г )	1,0
Расположение объектов относительно Границ карьера, м:
- жилой поселок	500
- здания и сооружения производственного назначения	300

II . СОДЕРЖАНИЕ КУРСОВОГО ПРОЕКТА 1. При выполнении курсового проекта руководствоваться “Методическими указаниями по выполнению курсового проекта …” - УГГГА, 1993 (получить на кафедре ИЭ). 2. Дополнительно к “Методическим указаниям …” выполнить расчеты по определению безопасных расстояний при ведении взрывных работ: - - - По результатам расчета опасных зон обосновать рекомендуемые параметры БВР (общую массу ВВ одного массового взрыва, число скважин в группе и число групп на взрывном блоке, интервал замедления). Результаты расчета отобразить графически в пояснительной записке. 3. Курсовой проект состоит из расчетно-пояснительной записки и графического приложения в форме чертежа формата А1. Проект должен полностью соответствовать исходным данным, изменение последних допускается только по согласованию с руководителем.

Руководитель курсового проекта А.П.Тюлькин Содержание проекта TOC o '1-3' 1.Выбор механизации процессов ................................................................................................ PAGEREF _Toc515104243 h 4 2.Режим работы карьера ............................................................................................................... PAGEREF _Toc515104244 h 5 3.Технологические расчеты буровых работ ............................................................................... PAGEREF _Toc515104245 h 6 4.Технологические расчеты взрывных работ. ............................................................................ PAGEREF _Toc515104246 h 7 5. Технологические расчеты выемочно - погрузочных работ ................................................ PAGEREF _Toc515104247 h 10 6.Эксплуатационные расчёты транспорта ............................................................................... PAGEREF _Toc515104248 h 12 7.Организация работ на уступах ............................................................................................... PAGEREF _Toc515104249 h 15 8.Расчет безопасных расстояний. .............................................................................................. PAGEREF _Toc515104250 h 16 ПРИЛОЖЕНИЕ. Показатели проекта ...................................................................................... PAGEREF _Toc515104252 h Список использованной литературы: ....................................................................................... PAGEREF _Toc515104253 h 18 1.Выбор механизации процессов Выбор способа бурения и типа выемочно-погрузочного оборудования производится на основе рациональных условий применения разных видов механизации (производился по соответствующим приложениям). При крепости f = 9, годовом объёме бурения A к = 19,5 млн.м 3 /год и показателе по буримости П б = 10 (средняя трудность бурения) был выбран шарошечный способ бурения.

Модели машин в структурах механизации комплектуются на принципах комплексности и взаимной оптимальности. Таким образом, исходя из условий проекта, было выбрано следующее оборудование: Выемочные машины: вскрышная мехлопата ЭКГ - 8И, тип транспорта: железнодорожный, дальность откатки до 8-10 км, вид тяги: электрическая, одиночная, постоянный ток, напряжение 1,5 кВ, руководящий уклон i р = 30 0 / 00 . Локомотив: EL - 1, думпкары 2ВС - 105. 2.Режим работы карьера Карьеры работают, как правило, по непрерывному режиму: N к = 365 - N в - N п ( N в - число общевыходных дней в году, N п - простои по погодным условиям) N к = 365 - N в - N п = 365 - 10 - 3 = 352 дня Выемочное и транспортное оборудование эксплуатируется по общекарьерному режиму.

Исходя из типа выбранного оборудования: для мехлопат ЭКГ - 8И: число рабочих дней в неделю N д = 7, число смен N см = 3, следовательно, N э = 760 смен/год. Для бурстанков: N д = 7, N см = 2, следовательно, 490 смен/год. 3.Технологические расчеты буровых работ Выбираем станок СБШ - 250 МНА - 32. Диаметр долота d д = 244,5 мм. При имеющейся крепости пород f = 9 имеем следующие показатели: осевое давление P о = 8,95 кН/см, частота вращения долота n о = 125 об/мин.

Скорость бурения считается по формуле: V б = d д - диаметр долота, см. Таким образом, имеем: V б = = 11,4 м/ч Сменная производительность станка: A б.см = V б T см к и = = 66,12 м Годовая производительность станка: A б.г = A б.см N б = = 32 400 м Рабочий парк станков: N б.р = = = 4 Списочный парк станков N б.сп = = = 6 4.Технологические расчеты взрывных работ.

Взрывные работы проводятся посредством вертикальных, сплошных колонковых зарядов. По числу рядов скважин - взрывание многорядное, по времени взрывания зарядов - короткозамедленное; так как используем железнодорожный транспорт, взрывание в 'зажатой среде'. Породы средневзрываемые, следовательно применяется 'шахматная' сетка скважин.

Диаметр скважин: d с = d д к разб = = 252,813 мм Длина перебура: l пер = d c к пер = = 2288 мм Общая длина скважин: l с = h у + l пер = 12 + 2,288 = 14,288 м Допускаемый габаритный кусок: а г , где E - ёмкость ковша погрузчика (у ЭКГ - 8И она равна 8 м 3 ) a г ; таким образом, а г мм Взрывчатое вещество - Акватол АВ Паспортный расход ВВ а) для первого ряда скважин: q э = 0,35 кг/м 3 (так как f = 9, показатель трещиноватости II ) Для акватола АВ к вв = 1,20; = 1450 кг/м 3 к дс = 1,00 к др = 0,86 (так как а г 1500 мм) = 1 Итого имеем: = 0,361 кг. б) для второго и последующего рядов скважин: Для II категории трещиноватости: = 0,388 кг. Линия сопротивления по подошве (ЛСПП) Для средневзрываемых пород: коэффициент сближения скважин m = 1,0-1,15, к 1 = 0,8; к в = 2,5-3 Удельная вместимость ВВ в скважине: p = 0,785 = = 72,743 кг/м W min 3м W max (3 - m ); Подставив имеющиеся данные, имеем: W max 10,591 м W o = 12,693 м Итого в данном случае расчетная ЛСПП будет равна: W р = 10,591 м Контроль длины перебура: l пер 0,3 W р ; 2287,56 3177,3 Конроль пройден.

Расстояние между скважинами в ряду: a = mW р = = 11,385 м Расстояние между рядами b = к с = 0,85 ('шахматная' сетка скважин для средневзрываемых пород) b = = 9,678 м Масса зарядов в скважинах: а) первого ряда = = 522,636 кг б) второго и последующих рядов = = 513,017 кг Длина забойки в скважинах: l заб l c к зб Для II -й категории трещиноватости к зб = 0,225 Следовательно, l зб 3,2148 м Берем l зб = 3,5 м Допускаемая длина заряда ВВ: l c - l зб Фактическая длина колонки заряда в скважинах: а) первого ряда = = 7,185 м б) второго ряда = = 7,052 м Необходимое условие l зар выполняется.

Значения длительности t замедления при КЗВ, мс: при однорядном взрывании: t 1 = к р = = 37 мс (стандартно 35 мс) к = 3,5 для средневзрываемых пород. при многорядном взрывании: t II = t 1 к 2 = = 43,75 мс (стандартно 50 мс) к 2 = 1,25 (коэффициент увеличения t для многорядного взрывания). Число рядов скважин n = +1 ; где B рац = 53,55 м (рациональная ширина развала породы, см. раздел 5), к з = 0,85 (коэффициент связанный со временем замедления), к в = 3 (для средневзрываемых пород), b = 90 0 ). Таким образом: n = +1 4,6 (берем n р = 5) Выход горной массы с 1 м длины скважины, м 3 /м: q гм = = = 94,2 м 3 /м Паспортный расход взрывчатого вещества по взрывному блоку: q п = = = 0,382 кг/м 3 Ожидаемый размер 'среднего' куска горной массы после взрыва: Для породы II -й категории трещиноватости: d ср ; где P н и P м соответственно, ожидаемый выход негабарита и содержание негабаритных кусков в массиве, % d ср = 0,424 м Годовой объём бурения L б = = = 207 006 м Годовой расход взрывчатого вещества Q вв = q п = = 7449 т На один взрыв: = = 62400 кг = 62,4 т.

Количество взрывов в течение года: N взр = = = 120 взрывов 5. Технологические расчеты выемочно - погрузочных работ Планируемая ширина экскаваторной заходки при железнодорожном транспорте: А з = (1,5 1,7) R ч.у = = 17,85 м Рациональная ширина развала пород при железнодорожном транспорте: B рац = n п А з = (3 5,1) R ч.у , где n п - планируемое число заходок.

Планируем 3 заходки. Таким образом, B рац = n п А з = = 53,55 м Определим фактическую ширину развала пород: B ф = + ( n р - 1) b = 16,8 + = 55,512 м Ширина буровой заходки определяется следующим образом: B б.з = W р + ( n р - 1) b = 10,591 + = 49,303 м Фактическая ширина экскаваторной заходки определяется исходя из фактической ширины развала пород: A ф = = = 18,5 м Необходимо, чтобы A ф 1,7 R ч.у 18,5 Длительность цикла экскаватора а) длительность черпания Т ч = = = 8,8 с б) длительность поворота Т пов = (10 + Е) + 0,18( 0 - 90 0 ) = (10 + 8) + 0,18(109 0 - 90 0 ) = 21,4 с в) длительность разгрузки в среднем при E = 8 м 3 ; T р = 2,7 с Итого длительность цикла: T ц = Т ч + Т пов + Т р = 8,8 + 21,4 +2,7 = 32,9 с Производительность и рабочий парк экскаваторов Техническая производительность машины А э.т = , к э - коэффициент экскавации пород (к э = 0,6) А э.т = = 525,228 м 3 /ч Сменная производительность экскаватора А э.см = А э.т T см к и (к и - коэффициент использования экскаватора в течение смены; при железнодорожном транспорте к и = 0,675) А э.см = = 2836,6 м 3 Годовая выработка списочной машины А э.г = = = 1389,9 тыс. м 3 Рабочий парк экскаваторов N э.р = = 6 Списочный парк экскаваторов N э.сп = = 14 6.Эксплуатационные расчёты транспорта Весовая норма поезда а) из основного уравнения установившегося движения Q п = , где P сц - сцепной вес локомотива (у EL - 1 P сц = 150 т), дв - коэффициент сцепления при установившемся движении (для постоянного тока дв = 0,225), 0 - основное удельное сопротивление движению, для груженного 2ВС - 105 принимаем равным 4,5 Н/кН, i р , к - дополнительные удельные сопротивления движению, от уклона и кривизны пути. i р = 30 Н/кН, к = 0. Таким образом, имеем: Q п = = 828,3 т б) = - P сц , где тр - коэффициент сцепления при трогании с места, при постоянном токе берем равным 0,30. а - ускорение при трогании с места, принимается 0,03 м/с 2 . тр = 0,65 Н/кН = - 150 = 1175,5 т Число вагонов Число вагонов найдем исходя из наименьшего из значений Q п или Q п Q п . n в = q гр - грузоподъемность думпкара (для 2ВС - 105 грузоподъемность соответственно 105 т), к т - технический коэффициент тары, для 2ВС - 105 при ЭКГ - 8И равен 0,46. к иг - коэффициент использования грузоподъемности в думпкаре к иг = = q ф - фактическая масса груза в думпкаре; V д - геометрическая вместимость думпкара (для 2ВС - 105 равна 50 м 3 ), м - плотность горной массы в массиве, к р - коэффициент разрыхления горной массы в думпкаре, примем равным 1,4. к и = = 0,65 Число вагонов n в = 7 шт.

Определение времени оборота состава T об = t п + t дг + t дп + t р + t з а) t п - время погрузки локомотивосостава t п = п - коэффициент снижения производительности ВПО цикличного действия (принимаем равным 0,9, так как n в q гр >500 т) t п = = 116 мин б) t дг и t дп - время движения в грузовом и порожнем направлениях. t д = t дг + t дп = 60( l пк , l по, l с , l у - расстояние транспортировки соответственно по передвижным путям в карьере(к) и на отвале(о), по стационарным путям на поверхности(с) и на уклонах(у), км. v пк , v по, v с , v у , v т - средневзвешенные скорости на указанных выше участках трассы. В соответствии с рекомендациями НТП в расчетах принимают следующие значения скоростей: v пк = 15 км/ч v по = 20 км/ч v с = 30 км/ч (для электровозов) v у = 20 км/ч (для электровозов) v т - скорость на спусках (из условия соблюдения тормозного пути - 300 м) v т = 20 км/ч Расстояния: l пк = 0,5 l у = = 950 м = 0,95 км l по = 0,5 l отв = = 600 м = 0,6 км l у = l ук + l уо l ук = = = = 2000 м = 2 км l уо = = = 2333 м = 2,3 км l у = 2 + 2,3 = 4,3 км l c = L 0 - l пк - l по - l у = 6,5 - 0,95 - 0,6 - 4,3 = 0,65 км Тогда: t д = 60( ) = 40 мин в) t р - время разгрузки состава. Пусть думпкары разгружаются последовательно. t = 2,5 мин (время разгрузки одного думпкара) У нас 7 вагонов, следовательно, состав будет разгружаться время: t р = = 17,5 мин г) t з - время задержки локомотивосостава в рейсе При расстоянии транспортировки 6,5 км время задержки в рейсе составит 20 минут. t з = 20 мин Итого время оборота состава: T об = t п + t дг + t дп + t р + t з = 116 + 40 + 17,5 + 20 = 193,5 мин Производительность локомотивосостава: П л.с. = ; где q ф = q гр к иг = = 68,25 т П л.с = = 1066,6 т/смену Расчетное число рейсов одного локомотивосостава в течение суток составит: n р = = = 7 рейсов Расчет парка подвижного состава 1) Рабочий парк локомотивосоставов, необходимый для перевозки горной массы (ГМ). N (л.с.)р = ; где Q - годовой объем технологических перевозок, в тоннах. Q = g н A к ; g н = = = 1,36 т/м 3 ; Q = = 26 520 000 т k - коэффициент неравномерности грузопотоков, k = 1,1 (в соответствии с НТП для предприятий черной металлургии) N (л.с.)р = = 25 локомотивосоставов 2) Рабочий парк локомотивов N (л)р. = N (л.с.)р = 25 локомотивов 3) Рабочий парк думпкаров N (в)р = n в N (л.с.)р = = 175 думпкаров 4) Инвентарный парк N инв = N р + N рем + N рез Для локомотивов: N инв = N (л)р. + 0,13 N (л)р. + 0,07 N (л)р. = 1,2 N (л)р. = = 30 Для думпкаров: N инв = 1,17 N (в)р = = 205 7.Организация работ на уступах Фактическая длина блоков на уступе длиной L у при числе экскаваторов N э.у.

независимая оценка акций в Калуге
оценка зданий в Туле
оценка ущерба после залива квартиры в Орле