Курсавой. КурсовойП Тех ОГР1. Курсовой проект по дисциплине Технология разработки месторождений полезных ископаемых открытым способом
Скачать 1.36 Mb.
|
Таблица 2.9 Угол откоса уступа и ширина призмы обрушения (по «Гипроруде»), м
Ширину рабочей площадки (рис.1) (м) рассчитываем по следующим формулам: -при разработке мягких пород (наносов) без БВР (рис. 5, а): , (14) -при использовании буровзрывных работ (рис 5,б): , (15) где А – ширина экскаваторной заходки, м; C1=2,5÷3,5 – расстояние от нижней бровки уступа или развала до транспортной полосы, м; Т – ширина транспортной полосы, м; m=3,5 – расстояние от линии электропередачи до кромки транспортной полосы, м; dв=6÷7 – ширина полосы для движения вспомогательного транспорта (при использовании автотранспорта dв=0), м; Л – ширина полосы готовых к выемке запасов, м; п – ширина призмы возможного обрушения (табл. 2.6),м; В – ширина развала взорванной горной массы, м. Ширина транспортной полосы зависит от типа транспортных средств и числа путей (полос движения). При использовании железнодорожного транспорта на однопутных линиях она составляет 6,5 м, при двух смежных путях равна 10,9 м; для автотранспорта при однополосном движении изменяется от 5,5 м (автосамосвалы грузоподъемностью 27 т) до 9 м (автосамосвалы 160-180т), а при двухполосном движении – от 10 до 20 м. Ширина резервной полосы запасов, необходимой для бесперебойной работы на смежных уступах: , (16) =6,7м где μ – норматив обеспеченности запасами полезного ископаемого, мес. (табл. 2.10); Ар – годовая производительность карьера по полезному ископаемому, т; Lр.у – длина добычного фронта на уступе, м (Lр.у = Lр); nдоб – количество добычных уступов. Рис.1. Схема к расчету ширины рабочей площадки в мягких (а) и скальных (б) породах. Таблица 2.10 Норматив обеспеченности готовыми к выемки запасами, мес. (по «Гипроруде»)
Количество одновременно разрабатываемых добычных уступов для продольных систем разработки в условиях наклонных и крутопадающих залежей рассчитывается по формуле Э.К. Граудина: , (17) где bрт – ширина разрезной траншее (ее учитывают, если подготовка горизонтов ведется по залежи), м; δ – угол падения залежи, град. Знак «плюс» в знаменателе принимают при развитии работ от лежачего бока к висячему, знак «минус» - при развитии от висячего бока к лежачему. Для поперечных систем разработок: , (18) , где – ширина разрезного котлована ( м) в скальных породах; – ширина рабочей площадки по простиранию, м: , (19) где – минимальная ширина рабочей площадки (обычно м), м; – годовая производительность экскаватора, м3; – количество добычных экскаваторов работающих на одном уступе, ед. Количество добычных экскаваторов работающих на одном уступе определяется с учетом рекомендуемой длины фронта работ на экскаватор при использовании железнодорожного транспорта или исходя минимальной длины активного фронта работ на один экскаватор (табл. 2.11; табл. 2.12). Таблица 2.11 Рекомендуемая длина (м) фронта работ
Таблица 2.12 Минимальная длина (м) активного фронта работ на один экскаватор
Угол откоса бортов карьера представляет собой линию, соединяющую верхнюю бровку карьера с нижней. Угол откоса рабочего борта карьера φ отстраивается внутри рабочей зоны и рассчитывается по формуле: , (20) ,=36,5 ͦ Длину добычного фронта работ находят, умножив длину фронта работ уступа Lр.у на величину nдоб. 3. РАСЧЕТ ОСНОВНЫХ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ ПРОЦЕССОВ 3.1. РАСЧЕТ ПОДГОТОВКИ ГОРНЫХ ПОРОД К ВЫЕМКЕ Подготовку скальных и полускальных пород к выемке ведут с использованием энергии взрыва, как наиболее универсальное и эффективное. Обосновать угол наклона скважины к горизонту. Следует ориентироваться на применение наклонных скважин, пробуриваемых параллельно откосу уступа (с учетом технических возможностей принятого бурового станка). Рассчитываем с точностью до 0,5 м глубину скважины: , (21) =28,5 м где Lс глубина скважины, м; угол наклона скважины к горизонту, град.; lп длина перебура, м, , (22) =0,12·25,5=3 м но не более 3 м. Длина перебура возрастает с увеличением крепости разрушаемых пород. Вычисляем диаметр скважины: , (23) =1,05·320= 336 мм где диаметр скважины, мм; диаметр долота, мм; коэффициент расширения скважины при бурении (изменяется от 1,05 в монолитных породах до 1,2 в чрезвычайно трещиноватых), (исходные данные). Определяем сменную производительность бурового станка по формуле: , (24) =40 м/смену где Пб сменная производительность бурового станка, м; Тсм продолжительность смены, мин.; Тп.з продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин., Тп.з = 20÷30; Тр продолжительность регламентированных перерывов, мин., Тр = 10÷30; Тв.п внутрисменные внеплановые простои, мин., Тв.п = 60÷90; t0 основное время, затрачиваемое на бурение 1м скважины, мин.; tв продолжительность вспомогательных операций при бурении 1 м скважины, мин. Длительность вспомогательных операций для вращательного (шнекового) бурения составляет 1,5÷4,5 мин/м; шарошечного 2÷4 мин/м; пневмоударного 4÷16 мин/м. Продолжительность основных операций , (25) =5 м/мин где техническая скорость бурения (табл. 3.1), м/мин. Таблица 3.1 Техническая скорость бурения, м/мин
|