Вход

Расчёт параметров карьера

Рекомендуемая категория для самостоятельной подготовки:
Курсовая работа*
Код 212429
Дата создания 28 марта 2017
Страниц 22
Мы сможем обработать ваш заказ 28 сентября в 12:00 [мск]
Файлы будут доступны для скачивания только после обработки заказа.
1 320руб.
КУПИТЬ

Описание


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
...

Содержание

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

Введение

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:

Фрагмент работы для ознакомления

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.

Список литературы

1. Ржевский В.В. Открытые горные работы части I и II Москва .Книжный дом. 2010г.
2.Томаков П.И., Наумов И. К., Технология, механизация и организация открытых горных работ. Москва, Недра изд. МГИ III . 1992 г.
3. Егоров П.В. Основы горного дела. Москва. Изд. МГГУ. 2006г.
Пожалуйста, внимательно изучайте содержание и фрагменты работы. Деньги за приобретённые готовые работы по причине несоответствия данной работы вашим требованиям или её уникальности не возвращаются.
* Категория работы носит оценочный характер в соответствии с качественными и количественными параметрами предоставляемого материала. Данный материал ни целиком, ни любая из его частей не является готовым научным трудом, выпускной квалификационной работой, научным докладом или иной работой, предусмотренной государственной системой научной аттестации или необходимой для прохождения промежуточной или итоговой аттестации. Данный материал представляет собой субъективный результат обработки, структурирования и форматирования собранной его автором информации и предназначен, прежде всего, для использования в качестве источника для самостоятельной подготовки работы указанной тематики.
© Рефератбанк, 2002 - 2021