Расчёт параметров карьера

1. Расчёт параметров карьера
1.1 Определение горизонтальной мощности залежи:
m г= m/sin⁡φ =52/0.6428 = 81м.
где: m = 52 м - мощность залежи полезного ископаемого
φ=40 град- угол падения залежи (по заданию)
Определение периметра дна карьера:
Рд = (Lд + Bд ) ∙ 2 = (2200 + 30)∙ 2 = 5000 м.
где: Lд =2200 м – длина залежи по простиранию (по заданию)
Bд = 30 м – ширина дна карьера в зависимости от применяемой техники (Вд=30÷40)
1.3.Определение площади дна карьера:
Sд = Lд ∙ Bд = 2200 ∙ 30 = 66 000 м2
...

Определение показателей трудности осуществления основных производственных процессов.
3.1 Показатель трудности разрушения породы:
Пр = 0,05 ∙{[(σ_сж ┤ +σ_сдв +σ_рас )∙К_т] +├ γ} =0.05∙{[(150+24.1+ 16) ∙ 1.34 ]+26}=14
〖где∶σ〗_сж=150- предел прочности горной породы при одноосном сжатии, МПа
〖 σ〗_(сдв )=24.1 - при сдвиге, МПа

2. Определение срока службы карьера.
В задании установлен сменный грузопоток по добыче полезного ископаемого Gп.и .м3/см
По нормам технологического проектирования для рудных карьеров режим работы
принимается круглогодовой.
2.1 Годовой объем добычи:

6 - глубина перебура скважины, мОпределение длины забойки в зависимости от взрываемых горных пород qэ (раздел 3.3) при qэ ≤ 50 длина забойки: l3 = 20 · dс =20 · 0.243 =4.9 м Определение длины заряда ВВ: lвв = Lc – l3= 17.6 – 4.9 =12.7 м5.3. Расчёт параметров расположения скважин на уступеОпределение линии сопротивления по подошве в зависимости от взрываемых горных пород qэ (раздел 3.3):при qэ ≤ 50 линия сопротивления: W = (30 ÷ 35) · dc =30 · 0.243 = 7.3 м Определение расстояния между скважинами в ряду:a= Km · W = 0.75 · 7.3 = 5.5 мгде: Km - коэффициент сближения скважин равен:при qэ ≤ 50 г/м3 коэффициент сближения скважин: Кm = 0.75 ÷ 1.0Определение расстояния между рядамискважин: b = 0,85 ∙ a = 0.85· 5.5 = 4.7 м * Масса заряда в скважинах:Qз =qn ∙W∙hy ∙a ∙Кm =0.96 · 7.3 ·14· 5.5 · 0.8 =432 кг где: qn =0.96 – проектный удель·ный расход ВВ, кг\м3 ( раздел 5.1 ) W=7.3 – линия сопротивления по подошве , м hy =14 – высота уступа , м Кm = 0.8 - коэффициент сближения скважин а =5.5 – расстояние между скважинами в ряду , м Интервал замедления : τ = W ∙ Квз =7.3 ·1.5 = 11мс где: W =7.3 – линия сопротивления по подошве , м Квз – коэффициент , зависящий от взрываемости породы при: qэ ≤ 50: Квз = 1,5 ÷ 2,55.4 Расчет параметров развала.Ширина развала:* Ширина однорядного развала: Вр.о.=Кβ∙qn ∙hy∙ Кв = 1· 0.96 · 14 · 0.95 = 13 м где: Кβ = 1 - коэффициент, учитывающий угол наклона скважины qn =0.96 – проектный удельный расход ВВ ( раздел 5.1 ) hy= 14 – высота уступа , м Кв – коэффициент дальности отброса взрыва, зависящий от величины интервала замедления определяется по таблице: τ,мс интервал замедления (раздел 5.3) 0 ÷10 10,1 ÷ 25(11) 25,1÷ 50 50,1 ÷ 7575,1 и более Кв 1 0,95 0,9 0,85 0,8 *Ширина многорядного развала при короткозамедленном взрывании: В р.м .= [ ( nр – 1 ) ∙ b] + ( Кв ∙ Вр.о ) = [ (2-1) · 4.7] + (0.95 · 13) = 17.1 мгде: nр = 2 ÷ 3 - количество рядов b=4.7 – расстояние между рядами , м (раздел 5.3) Кв = 0.95 – коэффициент дальности отброса взрыва Вр.о =13 - ширина однорядного развала, мВысота развала: Hp = ( 0,5 ÷ 1 ) ∙ hу = 0.8·14 = 11.2 м где: hу=14 – высота уступа , м (по заданию) 6. Расчет параметров буровых работ.6.1 Определение производительности бурового станка * Определение времени выполнения основных операций, приходящихся на 1 м скважины , час: То =1vб=110=0.1 час где: vб - техническая скорость бурения, м / ч vб определяется по таблице в соответствии с выбранным буровым станком и расчетным показателем буримости пород Пб_=14 (раздел 3.2)Тип бурового станкаСБР-125СБР-160СБШ-200 НСБШ-250 НМСБШ-320СБУ-125СБУ-160 Пб Показательбуримости 2-33-44-55-66-88-1010-1212-1414-1614-1616-1812-1414-1614-1616-18 vб Техническаяскорость бурения. м/ч 18-2215-184-1610-1116-1813-1511-129-106-77-86-76-75-66-75-6 Тв - время вспомогательной операции, приходящейся на 1 м скважины Тв = 0,01 час.*Определение коэффициента использования сменного времени: Ки.в. = Тсм-Тn.з. +Тв.n.Тсм=8-(0.5+1)8=0.8где: Tn.з = (0,5 ÷ 1 ) час - время подготовительных заключительных операций Тв.n = ( 1 ÷ 1,5 ) час - внеплановые простои станка Тсм = 8 - время смены , час*Сменная производительность бурового станка: Пб. см. =ТсмТо+Тв Ки.в. = 80.1+0.01 .∙ 0.8 = 58.1 м\смгде:Тсм= 8- продолжительность смены ,час То= 0.1 -время основной операции, час Тв= 0.01- время вспомогательных операций, час * Годовая производительность бурового станка Пб.г. = Пб.см.∙nсм ∙Nд=58.1∙3 ∙ 280=48 804 м /годгде: nсм = 3 - число смен в сутки Nд =280 - число рабочих дней в году для буровых станков6.2 Количество буровых станков в рабочем парке: *Определение выхода горной массы из скважины qг.м.= {W + [ b ∙ np – 1 }∙ hу ∙ anp ∙ Lc = 7.3+4.7 2-1 ∙14 ∙ 5.52 ∙ 17.6 =26.3 м3 где: W = 7.3 – линия сопротивления по подошве , м b = 4.7 – расстояние между рядами , м (раздел 5.3) nр = 2÷ 3 - число рядов скважин hу =14 - высота уступа, м а = 5.5 – расстояние между скважинами , м (раздел 5.3) Lc = 17.6 – глубина скважины , м (раздел 5.2)* Определение годового объема горной массы: V г.г.м = Vг.мСк.=310 889 00051 = 6 095 862 м3 где: Vг.м =310 889 000.- объем горной массы в контурах карьера , м3 (раздел 1.5) Ск =51 - срок службы карьера, лет (раздел 2.2) *Определение количества буровых станков в работе (округлить до целого числа): Nб.р. = Vг.г.м.Пб.г ∙ qг.м. =6 095 86248 804 ∙ 26.3 =4.7=5 шт где: Vг.г.м.=6095862 - годовой объем горной массы, м3 Пб.г. =488 04 – годовая производительность бурового станка , м / год; qг.м. =26.3 – выход горной массы из скважины , м * Инвентарный парк буровых станков (округлить до целого числа): Nи.б. = ( 1,2 ÷ 1,3 ) ∙ Nб.р=1.2 ∙5=6 шт 7. Расчет параметров выемочно–погрузочных работ7.1 Выбор экскаватора Тип карьерного экскаватора определяют по высоте уступа hy и радиусу черпания экскаватора. В данных условиях целесообразно применять экскаватор типа ЭКГ – 12.5 с технической характеристикой : Показатели Карьерные мехлопатыЭКГ- 3,2 ЭКГ-5ЭКГ- 8ИЭКГ-12,5ЭКГ-20Емкость ковша, м3 2,5;3,2;4,5;6,36,3;8;10;12,5;16;20;Радиус черпания на уровне стояния, м 8,811,211,914,8 16.6Максимальный радиус разгрузки, м1213,616,319,921,6Максимальный радиус черпания, м13,515,518,222,524Максимальная высота черпания, м9,81112,515,618Максимальная высота разгрузки,м6,17,59,11011,6Преодолеваемый подъем,градусы 1212121212Масса экскаватора, т1402503706531060Установленная мощность двигателей, кВт.25032052012501358Продолжительность цикла, сек.23,3252832327.2 Определение параметров забоя:*Максимальная высота уступа hy мах = 1.5∙ Hмах = 1.5 ∙15.6=23.4 м где: Нмах =15.6 – максимальная высота черпания из технической характеристики по таблице (раздел 7.1)* Ширина забоя Вз.= (1,5÷1.7) ∙Rч = 1.5 ∙14.4=22.2 м где: Rч =14.4 -радиус черпания на уровне стояния ( из технической характеристики экскаватора)7.3 Расчет производительности экскаватора:теоретическая производительность Пэ.т.= 60 ∙E∙nk = 60 ∙ 10 ∙ 1.9=1 140 м3 / часE =10– емкость ковша, м3 (из технической характеристики экскаватора)nk – число ковшей, разгружающихся в минуту: nk = 60Tц =6032=1.9 шт Тц=32 – продолжительность цикла, сек (из технической характеристики экскаватора)Техническая производительность экскаватора: Пэ.тех.=3600 ∙EТц.р. ∙ кэ ∙ кз = 3600 ∙ 1038.3 ∙ 0. 85 ∙ 0.75= 599 м3 / часгде: т ц.р. – расчётная продолжительность цикла экскаватора, сек. - определяется по таблице в зависимости от Пр (раздел 3.1)ТипэкскаватораЗначения Тц.р. (сек) при разработке разрушаемых пород: Пр 1 ÷ 5 Пр 5.1 ÷ 10 Пр (14) 10.1 ÷ 15 Пр 15.1 ÷ 20 Пр 20.1 ÷ 25ЭКГ – 3,223,825,529,831,934,1 ЭКГ – 524,227,131,73436,5 ЭКГ – 8И28,230,336,237,540,5 ЭКГ – 12,532,434,738,341,444,1 ЭКГ – 2032,134,838,841,944,5 кэ – коэффициент экскавации = 0,55 ÷ 0,95 кз – коэффициент забоя = 0,7 ÷ 0,9Сменная производительность экскаватора: П э.см. = П э. тех.∙ Тсм ∙ ки.э. = 599 ∙ 8 ∙ 0.6=2 875 м3 /сменгде: Тсм = 8 час - продолжительность смены К и.э = 0,55 ÷ 0,75-коэффициент использования экскаватора во времени: *Годовая производительность экскаватора: Пэ.г. = П э.см. ∙ n см · Nд = 2 875 ∙ 3 ∙ 280=2 415 000 м3где : n см =3- число смен в сутки N д = 280 - число дней работы экскаватора в году7.4. Определение парка экскаватораКоличество единиц рабочего парка экскаватора (округлить до целого числа): Nэ.р. = Vг.г.м.Пэ.г. =6 095 8622 415 000 = 2.5 = 3 штгде: Vг.г.м. =6095862– годовой объём горной массы, м3 (раздел 6.2) П э.г.= 2415000– годовая производительность экскаватора, м3Количество единиц инвентарного парка экскаваторов (округлить до целого числа): N э.ин. = 1,25 ∙ Nэ. р.= 1.25 ∙ 3 = 3.9 = 4 шт8. Расчёт параметров перемещения грузов в карьере Расстояние перевозки грузов определено исходными данными. Согласно полученного грузооборота (объёмов вскрыши и добычи) и расстояния перевозки принимается вид карьерного транспорта – комбинированный (железнодорожный и автомобильный)8.1. Железнодорожный транспортВыбор модели думпкаров осуществляется по таблице исходя из вместимости вагона: Vв= (4 ÷ 6) ∙ Е = 6 ∙ 10=60 м3 где: Е =10 - емкость ковша (техническая характеристика экскаватора),м3 В данных условиях целесообразно принять думпкар типа _2ВС-180 с технической характеристикой:ПараметрыДумпкары6ВС-60ВС-852ВС-105ВС-1362ВС-180Вместимость вагона, м326,23848,56858Грузоподъемность вагона, т6085105136180Масса вагона, т29354867,568Коэффициент тары0,4840,410,450,50,38Число осей44688Нагрузка на ось, кН218294250249304Число разгрузочных цилиндров44688Угол наклона (при разгрузке), градусы4545454545 Размеры вагона, мм : ширина кузова 32153250375034603460 высота вагона26803236324036203285 длина вагона (по осям автосцепок)1183012170149001763017580Выбор локомотива обосновывается объёмами перевозок и расстоянием перевозок. В данных условиях возможно применение электровоза типа 21 Е с технической характеристикой:параметрыЭлектровозы постоянного токаЭлектровозы переменного токаЕL-2ЕL-121Е26ЕД-94Сцепной вес локомотива, кН1000150015001800940Напряжение сети, В150015001500150010000Мощность (при часовом режиме), кВт13502020151024801650Тяговое усилие (при часовом режиме), кН160242198317200Скорость движения, км/ч30302828,730Нагрузка на ось, кН250250250300235Минимальный радиус кривой, м8050606075Высота (с опущенным пантографом), мм46604660480049605250Длина, мм1382021320209602147016400 8.1 Расчет полезной массы поезда: Qп. = 1000 ∙ Рсц ∙ Ксц - Qл∙ [w+ 10 ∙ i][w+10 ∙ i] ∙ (1+ qm qгр) =1000 ∙ 1500 ∙ 0.3-150 ∙ [40+10 ∙ 30]40+10 ∙ 30 ∙(1+48105)=782.4 т где: Рсц=1500 – сцепной вес локомотива, кН; (техническая характеристика) ксц = 0,3 – коэффициент сцепления колес с рельсами w= 20÷40 Н / м – основное сопротивление движению поезда ip=30- руководящий подъем в промилле 0/00 qm= 48 – масса вагона , т ( из технической характеристики вагона) q гр=105 – грузоподъемность вагона, т (из технической характеристики вагона) Qл =150 т - масса локомотива 8.2 Расчет числа вагонов в поезде ( округлить до целого числа): nв = Qпqгр= 782.4105= 8 шт8.3 Расчет подвижного состава железнодорожного транспорта: *Определение суточного грузооборота карьера: Gc = (Gп.и. + Gв) ∙ n см = (1550 + 5735) ∙ 3 = 21 855 т где: Gп.и.=1550 – сменный грузооборот по добыче, т ( по заданию) Gв = 5735 – сменный грузооборот по вскрыше, т (раздел 2.1) n см = 3 - число смен в сутки * Определение продолжительности рейса локомотива: - t n – время погрузки состава: tn = nв ∙qгрQэ.meх =8 ∙ 105 599=1.4 час где : nв=8 – количество вагонов в поезде, шт (раздел 8.2) qгр =105 - грузоподъемность вагона, т (техническая характеристика вагона) Qэ. тех.=599 – техническая производительность экскаватора, м3/час (раздел 7.3) - tдв – время движения по временным путям: tдв = 2 ∙ Lв vв =2 ∙ 1.3 15 = 0.2 часгде: Lв=1300 – длина временных путей, м ( по заданию) . Значение в м перевести в км vв = 15 км/ч – скорость движения по временным путям - tразг – время разгрузки: tразг = nв ∙ tр.в.60 =8 ∙ 560=0.