Подофилл щитовидный

Подофилл щитовидный

Содержание

1 Обоснование комплекса оборудования грузопотока

.1 Определение общего показателя трудности разрушения пород

1.2 Выбор способа подготовки горных пород к выемке, выемочно-погрузочного и транспортного комплекса оборудования, способа отвалообразования

1.3 Режим работы и производственная мощность комплекса оборудования

Подготовка горных пород к выемке

.1 Буровые работы

.1.1 Показатель трудности бурения (Пб)

2.1.2 Выбор способа бурения, диаметр скважин, тип и модель бурового

2.1.3 Режим бурения

.1.4 Производительность бурового станка

.2 Взрывные работы

.2.1 Определение величины эталонного удельного расхода ВВ

.2.2 Выбор типа ВВ и расчёт проектного удельного расхода ВВ

.3 Параметры взрывных скважин

.4 Форма сетки скважин

.5 Расчёт величины заряда ВВ в скважине

.6 Параметры развала горной массы

.7 Выход горной массы с 1 м скважины

.8 Дробления негабаритов

Выемочно-погрузочные работы

.1 Относительный показатель трудности экскавации

.2 Техническая характеристика экскаватора

.3 Параметры забоя экскаватора

.4 Выбор схемы выемки породы

.5 Расчёт производительности экскаватора

Перемещение горных пород

.1 Тип локомотива и думпкаров, их технические характеристики

.2 Принятие величины руководящего подъёма пути, расчёт полезной массы поезда, определение думпкаров в составе

4.3 Определение фактической массы породы, загружаемой в думпкар

4.4 Обоснование схемы путевого развития на уступе, определение коэффициента обеспечения экскаватора порожняком, уточнение эксплуатационной производительности экскаватора

.5 Определение расстояния транспортирования от забоя в карьере до отвала, расчёт времени рейса локомотивосостава и его производительности. Определение количества локомотивосоставов

.6 Определение пропускной и провозной способности

.7 Выбор схемы передвижки железнодорожных путей

5 Отвалообразование

5.1 Определение параметров отвала

.2 Выбор способа переукладки железнодорожного пути на отвале

Расчёт параметров технологической схемы

6.1 Определение количества буровых станков, работающих в комплексе с экскаватором

.2 Обоснование размера и объёма взрываемого блока и частоты массовых взрывов

6.3 Определение общего количества ВВ, необходимого для взрывания блока и массы одновременно взрываемых зарядов

6.4 Определение количества локомотивов и думпкаров, необходимых для обслуживания экскаватора

6.5 Определение количества отвальных тупиков при экскаваторном отвалообразовании

Список литературы

1. Обоснование комплекса оборудования грузопотока

1.1 Определяем общий показатель трудности разрушения пород

П=0,05[k(σ+σ+σ)+10yg],

где k- коэффициент, учитывающий степень трещиноватости породного массива;

σ_сж= 170 МПА - предел прочности породы на сжатие;

σ_раст - предел прочности породы на растяжение;

σ_раст=0,1·σ_сж=0,1· 170=17 МПа

σ_сдв - предел прочности породы на сдвиг;

σ_{сдв =} 0,2 · σ_сж = 0,2· 170 = 34 МПа;

γ= 2,9 т/м³- плотность породы, т/м³

g= 9,81 м/с² - ускорение свободного падения.

П= 0,05[1,4(170+17+34)+102,9•9,81]=15,5

1.2 Выбор способа подготовки горных пород к выемке, выемочно-погрузочного и транспортного комплекса оборудования, способа отвалообразования

По показателю трудности разрушения, породы относятся к крепким скальным породам, для подготовки пород к выемке принимаю буровзрывной способ рыхления пород, для выемочно-погрузочных работ экскаватор ЭКГ-15 .

Определение расстояния транспортирования и руководящего уклона трассы.

Выбор транспорта зависит от длины транспортирования по поверхности, годового объема транспортируемых пород и уклона трассы. Так как по заданию L=3000 м и производительность карьера по вскрыше 15 млн.м³ принимаем железнодорожный транспорт.

1.3 Режим работы и производственная мощность комплекса оборудования

Режим работы карьера принимаю 249 дней, 3 смены по 8 часов. Работа буровых станков будет производиться в 2 смены по 8 часов. Для ведения открытых горных работ (ОГР) принимаю следующую технологическую схему:

- подготовка пород к выемке - бурение шарошечное (П=16,3);

выемочно-погрузочные работы - вскрышной экскаватор - ЭКГ-15;

отвальные работы - экскаваторно-железнодорожный комплекс (ЭЖ);

транспортирование пород - железнодорожный транспорт.

2. Подготовка горных пород к выемке

.1 Буровые работы

.1.1 Показатель трудности бурения (Пб)

Выбор способа бурения и определение производительности буровых

станков осуществляются в соответствии с классификацией горных пород по показателю трудности бурения акад. В.В. Ржевского, величина которого определяется физико-механическими свойствами пород:

П_б = 0,07(σ_сж+ σ_сдв+ γ g),

σ_сж= 170 МПА - предел прочности породы на сжатие;

σ_сдв - предел прочности породы на сдвиг;

σ_{сдв =} 0,2 · σ_сж = 0,2· 170 = 34 МПа;

γ= 2,9 т/м³- плотность породы, т/м³

g= 9,8 м/с² - ускорение свободного падения.

П_б = 0,07(170+134+2,2•9,8)=16,3

По показателю П_б = 16,3 данная горная порода относится ко IV классу - весьма труднобуримые.

2.1.2 Выбор способа бурения, диаметр скважин, тип и модель бурового

С учётом Пб, блочности массива и ёмкости ковша экскаватора принимаем

-   Способ бурения -шарошечное, т.к Пб=16,3

-        Т.к l=1 м. , массив II категории - мелкоблочный и средней блочности, диаметр бурения 200-300 мм.

-        Принимаем буровой станок СБР-160Б-32

Технические характеристики бурового станка СБШ-250-55

-        Тип долота принимаем 1РД244,5

Технические характеристики долота 1РД244,5

2.1.3 Режим бурения

Определение скорости бурения бурового станка

для станков шарошечного бурения:

 =, м/ч;

где Р_ос - величина осевого усилия (усилия подачи) кН; (350 кН)

n_{в -} частота вращения бурового става, с^-1; (2,2 с^-1)

d_д - принятый диаметр долота, м; (0,215 м)

 = (2,5 •350•2,2)/(100•16,3•0,215 ² ) = 23 м/ч

Определение сменной производительности бурового станка производится по выражению

 = , м/смену

где    Т_см - продолжительность рабочей смены, ч (Т_см = 8ч);

Т_п-з и Т_р - соответственно, продолжительность подготовительно - заключительных операций и регламентированных перерывов, ч (Т_п-з = 0,5ч; Т_р = 0,15ч);

t₀ и t_в - соответственно, затраты времени на чистое бурение и выполнение вспомогательных операций, приходящихся на 1м скважины, ч/м.

Основное (чистое) время бурения 1м скважины составляет

t₀ = , ч/м,

где    - техническая скорость бурения, м/ч.

t₀ = 1/ 23 = 0,04 , ч/м

Затраты времени на выполнение вспомогательных операций при шарошечном бурении t_в = 0,03 ÷ 0,04ч/м;

 = (8-(0,5 + 0,15))/(0,02+0,04)=147 м/смену

Суточная производительность бурового станка

 =   , м/сутки,

где    n_см - число рабочих смен станка в сутки (n_см = 2).

 = 147•2= 294 м/сутки

Годовая производительность бурового станка:

 =  N_р , м/год

где    N_p - число рабочих дней в году (299).

Число рабочих дней бурового станка в году подсчитывается, исходя из календарного времени года за вычетом выходных и праздничных дней (без учета затрат времени на ремонты станка).

 =294•299=87906 м/год

2.2 Взрывные работы

2.2.1 Определение величины эталонного удельного расхода ВВ

В соответствии с физико-техническими характеристиками горных пород определяется величина эталонного удельного расхода ВВ.

q_э = 0,2 (σ_сж + σ_сдв + σ_раст)+0,002 γ, г/м³,

где σ_сж, σ_сдв, σ_раст - пределы прочности пород на одноосное сжатие, сдвиг и растяжение, МПа;

σ_сж =170 МПа, σ_сдв  0,2 σ_{сж ,} МПа (σ_сдв  0,2*170 = 34 МПа)

σ_раст  0,1 σ_сж, МПа (σ_раст 0,1*170= 17 МПа)

γ - плотность пород, т/м³. (2,2 т/м³ )

q_э=0,2(170 +34+17)+0,002•2200=44,2 г/м³

Породы относятся к III категории по взрываемости (к породам трудновзрываемым). Массив слабо обводненный, породы трудновзрываемые - принимаем ВВ: для обводненной части скважины - Акватол, для сухой части Гранулит. Проектный удельный расход ВВ

q_п = q_э k_вв k_д k_сз k_тр k_оп k_v, г/м³,

где    k_вв - переводной коэффициент от эталонного ВВ к ВВ, (k_вв =1,1)

k_д - коэффициент, учитывающий требуемою степень дробления породы.(k_д=2)

k_сз - коэффициент, учитывающий степень сосредоточения заряда ВВ:k_сз=1

k_тр - коэффициент, учитывающий трещиноватость массива (k_тр =1,3)

k_тр =1,2 l_ср^тр + 0,2 ,

где- - среднее расстояние между трещинами в массиве, м (=1,2 ,м)

k_тр =1,2•1 +0,2= 1,4

k_оп - коэффициент, учитывающий число обнаженных поверхностей уступа при взрыве (k_оп =5)

k_v - коэффициент, учитывающий влияние высоты уступа:

k_v =

где - Н_у - высота уступа, м

= 16,4 ,м

H_y = 16,4 м

k_v = =1

q_п = 44,2*1.1*2*1*1,3*5*1=632 г/м³ -

Корректируем величину q_п в соответствии с данными таблицы 7.16 справочника принимаем q_п = 750 г/ м³

2.3 Параметры взрывных скважин

Длина скважины. При наклонных скважинах:

L_c = ; м

где - Н_у - высота уступа,(Н_у=16,4), м;

β - угол наклона скважины к горизонту,( β= 40), град;

l_п - глубина перебура, м.

l_п = (10÷15) d_c ,

где    d_c - диаметр скважины (заряда), м.

l_п = 15•0,2= 3 м

L_c = (16,3+3)/0,64=30,1 м;

Величина сопротивления по подошве уступа.

Величина сопротивления по подошве уступа зависит в основном от категории пород по взрываемости и от диаметра скважин (зарядов).

III - категория пород по взрываемости

W = (35÷40) d_c;

W = 45•0,2= 9 м

Определение расстояния между скважинами в ряду

а = m W, м

где    m - коэффициент сближения скважин

при α_ув = 45 град m = 0,95

а =0,95•9= 8,5 м

Определение расстояния между рядами скважин.

При наклонных скважинах

b = W

b= 9 м

2.4 Форма сетки скважин

В соответствии с величиной угла α_ув = 40⁰ принимаем шахматную форму сетки. грузопоток горный порода отвал

2.5 Расчёт величины заряда ВВ в скважине

Q_зар = q_п V_с, кг,

где    q_п - проектный удельный расход ВВ, кг/м³

V_с - объем части массива, взрываемого зарядом одной скважины, м³:

V_с = H_y W a, м³;

V_{с =} 16,4•9•8,5=1254 м³

Q_зар=0,75•1254 =940 кг

Проверка величины заряда ВВ по вместимости скважины.

Р = р l_зар, кг,

l_зар - длина заряда ВВ в скважине, м.

Вместимость 1м скважины

р = , кг/м,

где    d_c - диаметр скважины,( d_c = 0,215 м) м;

 - плотность используемого ВВ ( = 1800), кг/м³.

р =(3,14*0,2² / 4)*1800 =56,52 кг/м

Длина заряда ВВ в скважине

l_зар = L_c - l_заб , м,

где    l_заб - длина забойки, м:

l_заб = (15÷20) d_с, м, l_заб=15*0,2=3 м

Длина заряда ВВ в скважине:

l_зар = 30,1 - 3=27,1 м

P= 56,5*27,1 =1300 кг

2.6 Параметры развала горной массы

B_p=B_о k_з + (n - 1) b, м,

где    В_о - дальность перемещения породы от взрыва зарядов первого ряда, м;

В_о =3,5•W=3,5•9=31,5 м

k_з- коэффициент, зависящий от времени замедления при КЗВ (k_з =0,85);

n - количество рядов скважин (n = 3);

b-расстояние между рядами скважин, м (b=9 м);

B_p=31,5*0,85+(3-1)*9=23,8+16=41,3 м

Высота развала

Hp=(0.7÷0.8)Ну ,М

Hр = 0.8*17=13,6 м

Коэффициент разрыхления горной породы в развале.

Коэффициент разрыхления породы в развале k_р=1,3 ÷1,4, принимаем: k_р=1,3

Так как породы относятся к легко взрываемым, принимаем диагональную схему КЗВ. При короткозамедленном взрывании улучшается качество взрыва и проработка подошвы уступа за счёт последовательного взрывания зарядов скважин, которое улучшает условия работы зарядов последующих рядов и обеспечивает наибольшее использование энергии взрыва.

Так как породы относятся к I категории пород по взрываемости t_зам=67 мс.

2.7 Выход горной массы с 1 м скважины

 =

где V_c - объем горной массы, взрываемой зарядом одной скважины, м³

V_с= 963 м³

 =963/20,1 =48 м³ / м

Производительность станка по обуренной горной массе

Суточная производительность станка по обуренной горной массе:

Q = Q·, м³/сут,

Q=48•294=14112 м³/сут

Годовая производительность станка по обуренной горной массе:

Q= Q ·, м³/год,

Q =87906•48=4219488 м³/год

2.8 Дробление негабарита

Принимаем механический способ дробления негабарита крановым бутобоем

3. Выемочно-погрузочные работы

.1 Относительный показатель трудности экскавации

П = K = К / К

где К- коэффициент наполнения ковша;

К- коэффициент разрыхления породы в ковше;

Значение диаметра среднего куска взорванной породы ориентировочно можно принять в соответствии с принятым коэффициентом, учитывающим требуемую степень дробления породы, исходя из соотношения:

d=, м;

где -среднее расстояние между трещинами в массиве, =0,9м

- коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления породы, =2,5

d=0,9/2,5=0,36 м

В соответствии со значением d=0,36 м принимаем К=1,08 и

К=1,53

П = K =1,08/1,53=0,7

Данные породы относятся к III классу по трудности экскавации

3.2 Технические характеристики экскаватора ЭКГ-10

3.3 Параметры забоя экскаватора

Высота уступа

Н_у = (1,0÷1,5)

где H_ч^max -максимальная высота черпания, м (16,4 м)

Н_у = 1,25*13,5=17 м

Ширина заходки

А= 1,7 R_ч.у

где R_ч.у- Максимальный радиус черпания на уровне стояния, м R_ч.у=12,6

A= 1,7*12,6 = 21,42 м

3.4 Выбор схемы выемки породы

Так как В_р > A (41,3 >21,42),выемка породы производится двумя заходками

3.5 Расчёт производительности экскаватора

Паспортная производительность экскаватора

Q_п =, м³/ч,

где    t_ц - теоретическая длительность цикла экскаватора, с t_ц =28 с

Е - вместимость ковша экскаватора, м³.Е= 10 м³

Q_п = 3600*10/28=1285 м³/ч,

Техническая производительность экскаватора

Q_т = Q_п∙k_э∙k_тв = Q_п, м³/ч,

где    k_э - коэффициент экскавации (k_э = );

k_н^к - коэффициент наполнения ковша;k_н^к =1,08

k_р^к - коэффициент разрыхления породы в ковше;k_р^к =1,53

k_тв - коэффициент, учитывающий технологию выемки породы.k_тв =0,78

k_э =1,08/1,53=0,7

Q_{т =} 1285*0,7*0,78=701 м³/ч,

Эксплуатационная(сменная) производительность экскаватора

Q_см = Q_т Т_см k_и , м³/смену,

где    Т_см - продолжительность смены, ч (Т_см = 8ч);

k_и - коэффициент использования экскаватора на полезной работе k_и=0,7

Q_см=701*8*0,7=3925,6 м³/смену

Месячная производительность экскаватора

Qмес = Qсм n N ,м³ / мес.

где    n - количество смен в сутки (n = 3 смены).

N- число рабочих дней в месяце (N =30)

Qмес =3925,6*3*30=353304 м³ / мес.

Годовая производительность экскаватора

Q_год = Qсм n N_д , м³/год,

где    N_д - количество рабочих дней в году N_д =244

Q_год =3925,6 *3*244=2873539,2 м³/год

4. Перемещение горных пород

Так как расстояние транспортирования от карьера до отвала по поверхности 5,4 км, принимаем железнодорожный транспорт

4.1 Выбор вида локомотива

Так как мы приняли железнодорожный транспорт, величину руководящего подъема (i_p) принимаем равной 30 ‰ .Принимаем вид локомотива - электровоз EL21

Техническая характеристика электровоза EL21

Объём кузова думпкара

V_в ≥ (3 ÷ 5)Е ,м³

Е-ёмкость ковша экскаватора (10 м³)

V_в = 5*10=50 м³

Принимаем думпкар 2ВС-105

Технические характеристики думпкара 2ВС-105

.2 Принятие величины руководящего подъёма пути, расчёт полезной массы поезда, определение думпкаров в составе

Полезная масса поезда

G_л-с = , т,

где    Q_сц - сцепная масса локомотива, т (принимается по технической характеристике локомотива);Q_сц = 160 т

 - расчетный коэффициент сцепления между колесами локомотива и рельсами  = 0,25

k_с - коэффициент использования сцепной массы локомотива k_с 0,97

ω_о - основное сопротивление движению ω_о = 2,5 Н/кН

i_р - руководящий уклон, численно равный сопротивлению движения на подъеме, ‰ (Н/кН);i_р = 30 ‰

k_т - коэффициент тары вагона k_т = 0,46

Если руководящий подъём включает кривую, в числителе и знаменателе в круглых скобках вместо (ω+i) следует писать (ω+i+ω),

где ω- сопротивление от кривой, величина которой при радиусе кривой 300-700 м определяется как

ω=, Н/кН

где R- радиус кривой, м

ω= 700/320 = 2,1 Н/кН

G_л-с == 665т.

Количество думпкаров в составе

n = , шт,

n =665/105=7 шт,

где    q - грузоподъемность думпкара, т.(q =105 т)

4.3 Определение фактической массы породы, загружаемой в думпкар

q_ф = , т,

где V_в - геометрическая емкость кузова думпкара, (V_{в =} 50)м³;

k_нв - коэффициент наполнения вагона (k_нв = 1,2);

k_рв - коэффициент разрыхления породы в вагоне (k_рв = 1,3),

q_ф = 50*1,2*2,5/1,3=115 т

Уточнение количества думпкаров в поезде:

n_ф = , шт

n_ф =665/115= 6 шт

.4 Обоснование схемы путевого развития на уступе, определение коэффициента обеспечения экскаватора порожняком, уточнение эксплуатационной производительности экскаватора

Определение коэффициента обеспечения экскаватора порожняком:

 ,

где t_п - время погрузки состава, мин;

t_о - время движения при обмене поездов, мин;

t_п = , мин,

t_п =60*6*115/701*2,5 = 23,6 мин

t_о =, мин,

где L_ф - длина фронта работ на уступе, км (L_ф = 3,3км)

l_о - расстояние от начала фронта горных работ на уступе до обменного пункта, км;( l_о= 0,2 км)

V_дв - скорость движения поезда по забойным и соединительным путям, км/ч (V_дв = 15км/ч);

 - время на связь при обмене поездов, =1,5 мин,

t_о =60(3,3+2*0,2)/15= 13,9 мин

η=23,6/(23,6+13,9) =0,62

Уточненная сменная и суточная производительность экскаватора:

Q_см = Q_т Т_см , м³/см,

Q_см = 701 *8*0,62=3545,2 м³/см

Q_сут = Q_см n, м³/сут,

где n = 3 - количество смен в сутки,

Q_сут = 3545,2 *3=10635,6 м³/сут,

4.5 Определение расстояния транспортирования от забоя в карьере до отвала, расчёт времени рейса локомотивосостава и его производительности.

Расстояние транспортирования от забоя в карьере до места разгрузки на отвале

L=L + L,км

гдеL-расстояние транспортировки от забоя до поверхности уступа, км

L- расстояние от карьера до отвала по поверхности (5,4 км)

L=,км

где h-глубина расположения уступа от поверхности, км (0,095км)

Ку - коэффициент удлинения (1,5)

L=0,095/30*1,5*1000=4,75 км

L=4,75+5,4 =10,1 км

Определение времени рейса локомотивосостава и его технической производительности:

Q_л-с = n_ф q_ф N_р, т/сут,

где n_ф - количество вагонов в поезде (n_ф =6);

q_ф - грузоподъёмность вагона, т (q_ф = 115 т);

N_р - количество рейсов в сутки,

N_р =  , рейсов,

где T - длительность работы локомотивосостава в сутки, ч, (T=20 ч);

Т_р - время рейса, мин,

Т_р = t_п + t_дв + t_р + t_з, мин,

где t_п - время погрузки состава, мин (t_п =24 мин);

t_дв - время движения состава в грузовом и порожняковом направлениях, мин; t_р - время разгрузки состава, мин;

tз - время задержек состава в пути, мин.

Время движения груженого поезда:

 , мин,

где L_ф,,L_о ,L_с,L_п - соответственно длина отдельных участков пути, L_ф= 3,3км, L_о =2,2км, L_с =0,4 км, L_п = 5,4 км

, - скорости движения груженого состава, соответственно по временным и постоянным путям, км/ч, =15 км/ч, =21 км/ч,

t = 60(0,5(3,3+2,2+2,7))/15 + 60(2*0,4+5,4+1,3)/21 = 28 мин

Время движения порожнего состава:

^, мин,

где V,V - соответственно скорость движения порожнего состава по

временным и постоянным путям, км/ч,(V=15 км/ч, V= 27,5 км/ч)

t=60(0,5(3,3+2,2+1,3))/15 + 60(2*0,4+5,4+1,3)/27,5=22 мин

Общее время движения поезда:

t+ t= 28+22=50 мин

Так как L=10,1 км, tз=9,1 мин

Время разгрузки состава:

t_p = , мин,

где - время разгрузки одного вагона (= 1,5 мин);

n_ф - количество вагонов в составе (n_ф = 6),

t_p =1,5*6=9 мин

Т_р = 24+50+9+9,1=92 мин,

N_р = 60*20/92=13 рейсов,

Q_л-с = 6*115*13=8970 т/сут,

Определение количества локомотивосоставов

Определение количества локомотивосоставов, необходимого для обслуживания экскаватора:

N_л-с = , шт,

где Q_сут - уточненная суточная производительность экскаватора, т/сут, (10635,6 т/сут)

N_л-с = 10635,6*2,5/8970= 3 шт,

Определение количества вагонов в работе:

n = n_ф N, шт,

где n_ф - количество вагонов в составе (n_ф =6)

n =6*3=18 шт

4.6 Определение пропускной и провозной способности

Пропускная способность:

N = ,пар поездов,

где Т - продолжительность работы локомотивосостава в сутки, ч (Т = 22 ч);

t - время, мин,

t = t_п + t_гр + t_пор + t_о , мин,

где t_п - время погрузки состава (24 мин);

t_гр - время движения груженого поезда (28 мин);

t_пор - время движения порожнего поезда (22 мин);

t_о - время движения состава при обмене поездов (13,9 мин),

t =24+28+22+13,9=88 мин

N = 60*20/88= 14 пар поездов

Провозная способность:

М = N n_ф q_ф

М=14*6*115=9660 т/сут.

4.7 Выбор схемы передвижки железнодорожных путей

Принимаем крановую переукладку. В качестве оборудования

для переукладки железнодорожных путей принимаем железнодорожный кран типа ЕДК-500/1.

Техническая характеристика железнодорожного крана ЕДК-500/1

Определение шага переукладки пути на уступе и на отвале:

А = (1,5 ÷1,7) Rч.у, м,

А =1,7*12,6=21,42 м

На отвале:

А = А, м,

А =21,42 м

С требуемым шагом переукладки путей на уступе и отвале и с учетом технических возможностей средств переукладки выбираем крановую переукладку отступающим ходом Определение производительности железнодорожного крана:

Q_кр = , м/см

где Т - длительность рабочей смены (T= 8 ч);

k_и - коэффициент использования крана во времени (k_и =0,7);

l_зв - длина рельсового звена, м (l_зв =12,5 м);

t_ц - длительность цикла переукладки одного звена, мин (t_ц =9 мин),

Q_кр =  = 466 м/см

Определение затрат времени на переукладку пути:

t_пп = , смен,

где L_ф (L_о) - длина фронта горных работ, соответственно на уступе и отвале, м, L_ф =3400м, L_о = 2200м

t_пп = 3300/466= 7 смен,

t_пп =  = 5 смены

5. Отвалообразование

5.1 Определение параметров отвала

Высоту нижнего подуступа h₂ принимаем равной 20 м, т.к. γ =2,5 т/м³

Высота верхнего подуступа (h₁):

h₁ ≤ Hp^max, м,

h₁ ≤ 8,6 м

Принимаем h₁ =8 м.

Общая высота отвальной заходки:

H_oз = h₂+h₁, м,

H_oз =20+8,6=28,6 м

Превышение вновь отсыпаемой отвальной заходки

h₃ = 0,05 H_оз м

h₃ = 0,05 *28,6=1,43 м

Высота отвала после усадки породы

H_о = H_оз - h₃ , м. H_о =28,6-1,43=27,1, м

Глубина приямка бункера для ЭКГ-15 принимаем h₄ = 1,5 м.

Длина приемного бункера

L_пб = (1,5 ÷ 2,0) l_д , м,

где l_д - длина думпкара, м (l_д =14,9 м)

L_пб = 1,5*14,9= 22,35 м

Ширина отвальной заходки

А_о =, м,

где    - радиус черпания отвального экскаватора на уровне стояния, м; ( =12,6 м)

L_пб - длина приемного бункера, м; ( L_пб =22,35 м)

R_p - радиус разгрузки экскаватора, м (R_p = 15,4)

А_о = =21,2 м,

Схема отвалообразования приведена на рисунке .

Рисунок - Схема отвалообразования

Приемная способность отвального тупика между переукладкой пути

V_о = H_о L_о A_о / k_pо , м³,

где    k_pо - коэффициент остаточного разрыхления породы в отвале (k_pо = 1,15).

V_о = 27,1*2200*21,2/1,15=1099081, м³

Суточная приемная способность отвального тупика:

V_сут = N_c n_ф V_в , м³/сут,

где N_c - количество локомотивосоставов, которое возможно разгрузить на отвальном тупике в сутки, шт;

n_ф - количество вагонов в составе, шт;

V_в - геометрическая вместимость вагона, м^3,

Количество локомотивосоставов, которое возможно разгрузить на отвальном тупике в сутки:

N_c = , шт,

где f - коэффициент, учитывающий неравномерность работы отвального тупика (f =0,85);

T- продолжительность работы отвального тупика в сутки (T=22 ч);

t_p -время разгрузки состава, мин. (t_р=9 мин);

t_о - время движения поезда при обмене, мин,

t_о = 60  + τ , мин,

где L_о и L_с - соответственно длина отвального тупика и соединительных путей на отвале, км; L_о =2,2 км, L_с =0,4 км

V - скорость движения поезда по временным путям, км/ч (V = 15 км/ч);

τ - время на связь при обмене поездов, мин, (τ =1,5 мин)

t_о = 60  + 1,5=13,5 мин ,

N_c = =50, шт,

Геометрическая вместимость вагона

V=

V=115*1,3/2,5*1,2=50 м

V=50*6*50=15000 м/сут

Время между двумя передвижками отвальных путей:

t= V/ V, сутки,

 t=1099081/15000=73 суток

5.2 Выбор способа переукладки железнодорожного пути на отвале

В соответствии с шириной отвальной заходки равной 21,2 м принимаем крановую переукладку с отступающим ходом.

6. Расчёт параметров технологической схемы

.1 Определение количества буровых станков, работающих в комплексе с экскаватором

По соотношению годовой производительности экскаватора и годовой производительности бурового станка по обуренной горной мессе определяем количество буровых станков, работающих в комплексе с экскаватором:

N=, шт

N=2873539,2/4219488=1 шт

6.2 Обоснование размера и объёма взрываемого блока и частоты массовых взрывов

Объём взрываемого блока принимаю равным месячной производительности экскаватора и составляющий 353304 м.

Массовые взрывы принимаю производить с частотой один раз в месяц.

6.3 Определение общего количества ВВ, необходимого для взрывания блока и массы одновременно взрываемых зарядов

Определяю общее количество ВВ, необходимое для взрывания блока:

Q=q*V, кг;

Q=0,75*353304=264978 кг.

Определение массы одновременно взрываемых зарядов ВВ, в соответствии с принятой схемой КЗВ:

Q, кг

где n- количество скважин на блоке, шт:

n=,

где V- объём буровых работ на подготавливаемом к взрыву блоке, м

V=353304/47=7517 м;

n=7517/20,1=373 шт;

Q=707*373=263711 кг

6.4 Определение количества локомотивов и думпкаров, необходимых для обслуживания экскаватора

Количество локомотивов, необходимых для обслуживания экскаватора , приняли равным 3 шт., а количество думпкаров равно 21 шт.

6.5 Определение количества отвальных тупиков при экскаваторном отвалообразовании

Количество отвальных тупиков в работе:

, шт

где -суточная производительность карьера по вскрыше, м/сут

=,

где -годовая производительность карьера по вскрыше.

=14000000/244=57377 м/сут

n=57377/15300=4 шт

Список литературы

1. Ржевский В.В. Открытые горные работы. Ч.1. - М.:Недра, 1985.

. Справочник «Открытые горные работы». - М.: Горное бюро, 1994.

. Репин Н.Я., Репин Л.Н. Практикум по дисциплине «Процессы открытых горных работ». - М.: Издательство МГГУ, 2005.

. Репин Н. Я. Подготовка горных пород к выемке. - М.: Издательство МГГУ, 2009