Главная страница
Навигация по странице:

  • 3.3.2. Краткое теоретическое введение.

  • 3.3.3. Последовательность выполнения занятия

  • 3.3.4. Контрольные вопросы и задания

  • 3.3.5. Исходные данные

  • 3.3.6. Справочные данные

  • 3.4.1. Цель занятия.

  • 3.4.3. Последовательность выполнения расчетов.

  • 3.4.4. Контрольные вопросы и задания

  • Процессы ОГР. Процессы открытых горных работ (Практикум). Практикум Издание второе, исправленное и дополненное Допущено Учебнометодическим объединением вузов Российской


    Скачать 4.36 Mb.
    НазваниеПрактикум Издание второе, исправленное и дополненное Допущено Учебнометодическим объединением вузов Российской
    АнкорПроцессы ОГР
    Дата06.05.2022
    Размер4.36 Mb.
    Формат файлаdoc
    Имя файлаПроцессы открытых горных работ (Практикум).doc
    ТипПрактикум
    #515461
    страница13 из 22
    1   ...   9   10   11   12   13   14   15   16   ...   22

    3.3.1. Цель занятия. Получить навыки расчета производительности экскаваторов непрерывного действия. Установить факторы, влияющие на производительность роторных экскаваторов и комплексов.
    3.3.2. Краткое теоретическое введение.

    В отличие от одноковшовых экскаваторов роторные являются машинами непрерывного действия с высокой степенью автоматизации, что объясняет постоянный рост выполняемой ими доли объемов горных работ при выемке мягких и плотных пород.

    Известно несколько методик определения производительности многоковшовых экскаваторов. Наиболее подробно методика определения производительности машин непрерывного действия рассмотрена УкрНИИпроектом. Она и предлагается в качестве базовой (в несколько адаптированном виде) для учебных расчетов.

    Принято различать паспортную (теоретическую), техническую, забойную и эксплуатационную производительность.

    При общем подходе к расчету производительности роторных и цепных экскаваторов налицо и принципиальные отличия по ряду позиций.

    Настоящее занятие в силу ряда причин, главным образом технологических особенностей, занимает особое положение в общей структуре учебного процесса и не взаимосвязано с другими занятиями по дисциплине «Процессы открытых горных работ». Оно выполняется сугубо по индивидуальному заданию.
    3.3.3. Последовательность выполнения занятия
    В соответствии с данными табл. 3.10 вычисляют показатель трудности экскавации [1]

    , (3.19)

    где –  сж, р,  сдв – соответственно временное сопротивление пород на сжатие, растяжение и сдвиг, кгс/см2;  – плотность пород, т/м3 (табл. 3.10);  – коэффициент структурного ослабления равный коэффициенту трещиноватости.

    Определяют фактический показатель трудности экскавации, используя формулу:

    , (3.20)

    где – Kв и Kт.п – коэффициенты, учитывающие конкретный вид выемочного оборудования (табл. 3.2) и его типоразмер [1, табл. 9.13].

    Рассчитывают паспортную (теоретическую) производительность заданного (табл. 3.10) экскаватора, м3/ч:

    , (3.21)

    где – Е – вместимость ковша экскаватора [1,2], м3; nmax – максимальное число разгрузок (ссыпок) [1,2], 1/мин.

    Для роторных экскаваторов при расчете nmax можно в общем случае воспользоваться общей формулой

    , (3.22)

    где – Z – число ковшей, ед.; no – частота вращения роторного колеса, 1/мин [1,2].

    Для цепных многоковшовых экскаваторов nmax определяют с учетом скорости движения черпаковой цепи и ее шага.

    Вычисляют техническую производительность, м3/ч:

    , (3.23)

    где – Kп = Пэп / Пэф – коэффициент влияния породы; Kэ = Kн / Kр.к – коэффициент экскавации [1, табл. 9.2].
    Забойная производительность по Ю.И.Белякову комплексно учитывает конструктивные параметры экскаватора, тип и свойства разрабатываемых пород и схему отработки забоя, но не зависит от типа и характера работы, сопряженных с ним машин.

    Ее можно рассчитать по формуле, м3/ч:

    , (3.24)

    где – Kз – коэффициент влияния забоя (табл. 3.11-3.12); Kпот – коэффициент, учитывающий потери экскавируемой горной массы (табл. 3.13).

    Вычислить годовую эксплуатационную производительность экскаватора, м3:

    , (3.25)

    где – Kвр – коэффициент, учитывающий потери времени на врезку в новую заходку (для комплексов с экскаваторами, работающими широкими заходками) или на отработку торцов (для транспортно-отвальных комплексов с несколькими экскаваторами), обычно Kвр = 0,87-0,9; Kгк – коэффициент технической готовности комплекса оборудования; Kтр – коэффициент обеспеченности забоя порожняком (при работе на конвейерный транспорт Kтр = 1, при работе на железнодорожный транспорт определяется по формуле 3.10); Kкл – коэффициент влияния климатических условий [2, табл. 8.28]; Тк – число календарных дней работы в течение года (табл. 1.11) или продолжительность сезона (табл. 3.14), сут; Тп.т и Тп.о – соответственно плановые технологические и организационные остановки, сут.

    Коэффициент технической готовности рассчитывают по формуле:

    , (3.26)

    здесь – nм – количество машин в комплексе; Kгi – коэффициент технической готовности i-ой машины (табл. 3.15).

    Длительность плановых технологических остановок (сут) находят по формуле:

    , (3.27)

    где – Тпер – затраты времени на перемещение транспортных коммуникаций (п. 3.4), сут; Тх.х – затраты времени на холостой перегон оборудования при переходе от одной заходки к другой; mпер – число переходов от заходки к заходке в течение рассматриваемого календарного отрезка времени, ед.

    Для расчета Тх.х (сут) можно использовать формулу:

    , (3.28)

    где – Lф – длина фронта работ (экскаваторного блока), м; vэ – рабочая скорость передвижения экскаватора, м/сут; lп.к = 500-1000 м – расстояние между пунктами переключения, м; tп.к = 0,125 – время на переключение кабеля, сут.

    Величину mпер (ед) можно вычислить, используя зависимость:

    , (3.29)

    здесь – Ак – годовая производительность карьера по вскрыше (добыче), м3; Аэ – ширина экскаваторной заходки, м [1, 10]; h – высота уступа, м; nо – количество одновременно разрабатываемых уступов, ед.

    Величина Тп.о (сут) учитывает прости оборудования в ремонтах, по климатическим условиям и число нерабочих дней карьера (праздников и выходных) в течение года в зависимости от принятого режима работ. Ее можно найти по формуле

    Тп.о = Трем + Ткл + Тпр, (3.30)

    здесь – Трем – простои в ремонтах (табл. 3.16), сут.; Ткл – простои по климатическим условиям (табл. 3.14), сут; Тпр – число нерабочих дней карьера в течение года (праздники и выходные дни), сут.

    Для расчета парка роторных экскаваторов используют формулу (3.12).

    Оформляют отчет и сдают его преподавателю на проверку.

    Изучают контрольные вопросы и задания, готовятся и защищают отчет.
    3.3.4. Контрольные вопросы и задания

    Укажите принципиальные конструктивные отличия цепных многоковшовых экскаваторов от роторных.

    Как классифицируют цепные экскаваторы по типу черпаковой рамы?

    Каким образом подразделяют роторные экскаваторы по теоретической (паспортной) производительности?

    По какому принципу подразделяют роторные экскаваторы по типу роторного колеса?

    Какие виды забоев характерны для цепных и роторных экскаваторов?

    Перечислите схемы выемки пород из забоя роторных экскаваторов при верхнем черпании.

    Для каких случаев характерна выемка породы вертикальными однорядными и вертикальными многорядными стружками?

    Какие факторы учитывают при выборе схемы выемки?

    Перечислите основные параметры стружки при работе роторных экскаваторов.

    Из каких соображений устанавливают максимальную высоту уступа при работе роторных экскаваторов?

    Какие факторы влияют на ширину заходки роторных экскаваторов с невыдвижными стрелами?

    Почему в последнее время широкое распространение получили роторные экскаваторы с невыдвижными стрелами?

    Какие факторы влияют на паспортную производительность роторных и цепных экскаваторов?

    В чем принципиальные отличия в расчете паспортной производительности многоковшовых экскаваторов от одноковшовых?

    Какие факторы влияют на величину коэффициента экскавации роторных экскаваторов?

    Из каких соображений определяют забойную производительность роторных экскаваторов?

    Какие факторы учитывают при выборе коэффициента влияния забоя?

    Какие факторы в отличие от одноковшовых экскаваторов дополнительно учитывают при расчете эксплуатационной производительности роторных экскаваторов?

    Из каких соображений устанавливают длительность плановых технологических остановок при работе роторных экскаваторов?

    Какие факторы учитывают при определении затрат времени на холостой перегон экскаваторов при переходе от одной заходки к другой?

    Что учитывают при определении длительности организационных остановок роторных экскаваторов?
    3.3.5. Исходные данные

    Таблица 3.10.

    Индивидуальные задания

    Вариант

    Породы

    Временное сопротивление пород, кгс/см2

    Коэффициент трещиноватости

    Плотность, т/м3

    сжатию

    растяжению

    сдвигу

    1

    2

    3

    4

    5

    6

    7

    1

    Аргиллиты слабые

    2,0

    0,30

    0,6

    0,20

    2,00

    2

    То же

    3,0

    0,40

    0,8

    0,25

    2,00

    3



    4,0

    0,45

    0,9

    0,28

    2,01

    4



    5,0

    0,50

    1,0

    0,19

    2,03

    5



    6,0

    0,52

    1,04

    0,16

    2,05

    6



    7,0

    0,54

    1,18

    0,10

    2,07

    7



    6,5

    0,60

    1,20

    0,22

    2,08

    8



    7,5

    0,70

    1,40

    0,15

    2,10

    9



    7,7

    0,80

    1,60

    0,12

    2,05

    Продолжение табл. 3.10

    1

    2

    3

    4

    5

    6

    7

    10



    8,0

    0,90

    1,80

    0,17

    2,07

    11



    9,0

    1,00

    2,00

    0,23

    2,02

    12

    Аргиллиты средней крепости

    6,0

    0,70

    1,40

    0,28

    2,04

    13

    То же

    7,0

    0,80

    1,60

    0,27

    2,05

    14



    8,0

    0,90

    1,80

    0,30

    2,07

    15



    9,0

    1,00

    2,00

    0,32

    2,08

    16



    10,0

    1,10

    2,20

    0,34

    2,07

    17



    11,0

    1,30

    2,60

    0,29

    2,09

    18



    12,0

    1,40

    2,80

    0,26

    2,10

    19



    11,5

    0,85

    1,70

    0,30

    2,15

    20



    12,3

    0,95

    1,9

    0,32

    2,17

    21



    12,4

    1,15

    1,30

    0,34

    2,20

    22



    13,0

    1,25

    1,50

    0,36

    2,30

    23

    Мергель

    3,0

    0,40

    0,80

    0,43

    1,80

    24

    То же

    4,0

    0,50

    1,00

    0,44

    1,82

    25



    5,0

    0,60

    1,20

    0,45

    1,84

    26



    6,0

    0,55

    1,10

    0,42

    1,85

    27



    7,0

    0,45

    0,9

    0,41

    1,86

    28



    8,0

    0,52

    1,04

    0,40

    1,88

    29



    9,0

    0,53

    1,06

    0,43

    1,90

    30



    10,0

    0,65

    1,30

    0,45

    1,92

    31



    5,5

    0,70

    1,40

    0,42

    1,94

    32



    6,5

    0,75

    1,50

    0,41

    1,93

    33



    7,5

    0,85

    1,70

    0,44

    2,00

    34

    Уголь бурый

    1,5

    0,20

    0,40

    0,32

    1,10

    35

    То же

    1,55

    0,25

    0,50

    0,34

    1,12

    36



    1,6

    0,27

    0,54

    0,35

    1,14

    37



    1,62

    0,23

    0,46

    0,36

    1,16

    38



    1,65

    0,24

    0,48

    0,38

    1,18

    39



    1,70

    0,28

    0,56

    0,33

    1,20

    40



    1,80

    0,90

    1,80

    0,30

    1,22

    41



    1,90

    1,30

    2,60

    0,29

    1,24

    42



    2,00

    1,40

    2,80

    0,32

    1,26

    43

    Глины плотные

    13,0

    1,30

    8,00

    0,45

    1,90

    44

    То же

    12,0

    1,20

    11,0

    0,43

    1,92

    45



    4,00

    0,35

    3,5

    0,40

    1,94

    46



    5,5

    0,52

    4,80

    0,38

    1,95

    47



    7,0

    0,48

    3,90

    0,39

    1,97

    Продолжение табл. 3.10

    1

    2

    3

    4

    5

    6

    7

    48



    10,0

    1,00

    6,00

    0,40

    2,00

    49



    11,0

    1,20

    6,50

    0,42

    2,05

    50



    3,5

    0,30

    2,80

    0,43

    2,07

    51



    4,7

    0,50

    4,00

    0,44

    2,10

    52



    6,2

    0,53

    0,50

    0,45

    2,12

    53

    Угли каменные

    120,0

    10,0

    100,0

    0,30

    1,27

    54

    То же

    130,0

    6,0

    90,0

    0,32

    1,30

    55



    125,0

    8,0

    95,0

    0,28

    1,32

    56



    110,0

    20,0

    100,0

    0,27

    1,34

    57



    115,0

    18,0

    107,0

    0,29

    1,35

    58



    128,0

    15,0

    103,0

    0,31

    1,40

    59



    135,0

    16,0

    120,0

    0,30

    1,42

    60



    160,0

    10,0

    105,0

    0,33

    1,45


    3.3.6. Справочные данные

    Таблица 3.11.

    Коэффициент забоя для роторных экскаваторов (по данным УкрНИИпроекта)

    Экскаватор

    Паспортная высота уступа, м

    Ширина заходки при угле поворота в сторону выработанного пространства 30 град.

    Высота слоя, м

    Коэффициент забоя

    ЭРГВ-630

    9,5

    19

    1,9

    0,56

    ЭР-1250Д

    16,0

    28,6

    4,0

    0,80

    ЭР-1250

    17,0

    23,0

    4,25

    0,74

    SRs(k)-470

    17,0

    31,0

    4,25

    0,80

    ЭРП-1250

    17,0

    27,0

    4,25

    0,80

    ЭРП-2500

    20,0

    41,0

    5,0

    0,80

    SRs(k)-2000

    28,0

    52,0

    7,0

    0,80

    ЭРШРД-1600

    40,0

    90,0

    10,0

    0,83

    ЭРШРД-5000

    38,0

    83,0

    9,5

    0,83

    ЭРШРД-5000Д

    30,0

    59,0

    7,5

    0,78


    Таблица 3.12.

    Коэффициенты влияния забоя цепных экскаваторов (по данным УкрНИИпроекта)

    Фронтальный забой

    Торцевой забой

    параллельные стружки

    веерные стружки

    параллельные стружки

    веерные

    одиночные

    многорядные

    1,0

    0,97

    0,80

    0,88

    0,85


    Таблица 3.13.

    Коэффициенты потерь экскавируемого материала при работе многоковшовых экскаваторов (по данным УкрНИИпроекта)

    Цепной экскаватор

    Роторный экскаватор с ротором

    центробежным

    гравитационным

    с промежуточными режущими кромками

    без промежуточных режущих кромок

    1,0

    0,9

    0,93

    0,97


    Таблица 3.14.

    Простои по климатическим условиям (по данным УкрНИИпроекта)

    Виды простоев

    Климатическая зона

    Южная (Украина, Средняя Азия)

    Средняя (Европейская часть России, Южный Урал)

    Северная (Сибирь, Дальний Восток, Северный Урал, Северо-восточный Казахстан)

    Простои при

    - круглогодовой работе

    4

    7

    10

    - сезонной работе

    2

    4

    5

    Длительность вскрышного сезона

    269

    233

    211


    Таблица 3.15.

    Коэффициенты технической готовности машин (меньшие значения соответствуют более крупным машинам)

    Тип оборудования

    Значение

    Роторные экскаваторы

    0,90-0,95

    Цепные экскаваторы

    0,85-0,90

    Отвалообразователи и перегружатели

    0,95-0,97

    Ленточные конвейеры (на один став)

    передвижные

    стационарные


    0,97-0,98

    0,98-0,99

    При погрузке на железнодорожный транспорт

    1 путь

    2 пути


    0,86

    0,92


    Таблица 3.16.

    Рекомендуемая УкрНИИпроектом продолжительность ремонтов ротных экскаваторов на угольных разрезах

    Градация экскаваторов по производительности

    Паспортная производительность, м3

    Продолжительность рассредоточенных ремонтов, сут/год

    Малые

    до 630

    20

    Средние

    630-2500

    40

    Большие

    2500-5000

    50

    Крупные

    5000-10000

    60



    3.4. Технологический график организации работ на уступе
    3.4.1. Цель занятия. Изучить взаимосвязь производственных процессов в блоке. Построить технологический график организации работ на уступе.
    3.4.2. Краткое теоретическое введение.

    Составной частью текущего планирования горных работ является построение технологических графиков, определяющих оптимальную последовательность выполнения во времени и в пространстве всех производственных процессов. В качестве примера планируется увязка в границах выемочных участков (блоков) буровзрывных, выемочно-погрузочных, путепереукладочных и ремонтных работ.

    Для расчета технологического графика в общем случае используется геологическая, технологическая, организационная и экономическая информация [1]. С целью облегчения расчета графика работ принято, что геологическое строение уступа простое, выемка пород – валовая, необходимости в усреднении полезного ископаемого нет.

    Специфика расчета и построения технологического графика работ определяется (по В.И. Ганицкому) основными отличиями карьеров от предприятий заводского типа: непостоянство условий и самого предмета труда (факторы, характеризующие условия работы, являются стохастическими, связи с производством весьма сложны и с трудом поддаются оценке); наличие разнообразной техники, разных технологических процессов, неодинаковый уровень их механизации и организации: территориальная разбросанность и значительное количество объектов управления; высокая динамичность открытых горных работ; жесткая взаимосвязь между смежными операциями; повышенная вредность и опасность выполнения ряда технологических процессов.

    Эти особенности горного производства затрудняют его организацию. Положение усложняется и сложностью формирования необходимой информации, точность которой зависит главным образом, от квалификации и добросовестности персонала.

    Построение технологического графика организации работ (рис. 3.2) начинается с вычерчивания развала и определения числа заходок по развалу (п. 3.2), затем выполняются остальные построения.
    3.4.3. Последовательность выполнения расчетов.

    График L = f (T) строят в прямоугольной системе координат, где по оси абсцисс откладывают время (T), сут, а по оси ординат условно изображают два смежных блока определенной длины (L), м. Длину блоков принимают на основе расчетов, выполненных в п. 2.5.

    Рис. 3.1 Схема забоя экскаватора (графическая часть для паспорта забоя экскаватора).
    Сначала по оси ординат в масштабе выделяют два смежных блока, в одном из которых ведутся выемочно-погрузочные, а в другом  буровзрывные работы. Слева от оси ординат условно показывают положение экскаватора и бурового станка на начало периода планирования, используя данные табл. 3.9 и 3.17 (рис. 3.2).

    Длительность периода планирования в учебных расчетах принимают равной продолжительности отработки блока. Масштаб рисунка выбирают с таким расчетом, чтобы ось абсцисс была разбита на сутки и смены.

    По оси абсцисс откладывают время отработки первой заходки, учитывая принятый режим работ (общую продолжительность отработки увеличивают на число выходных дней). Координаты точки А соответствуют началу работ, точки Б окончанию уборки первой заходки. Наклонная линия АБ отражает движение экскаватора при ее отработке. Целосменные простои машин показывают линиями, параллельными оси абсцисс.

    Если экскаватор работает по графику: две смены в сутки, то форма линии АБ будет ступенчатой.

    Используя условные обозначения, изображают на графике (рис. 3.2) перегон экскаватор, путепереукладочные и другие работы. При погрузке в средства автотранспорта планировка трассы сохраняется, что дает возможность организовать ППР экскаватора. Затраты времени на планировку трассы и перемещение путей принимают по табл. 3.18.

    После завершения путепереукладочных работ на график L = f (T) наносят линии, характеризующие уборку второй и последующих заходок.

    При челноковой схеме отработки блока ППР экскаватора предусматривают при подходе последнего к концу блока (в точке Б), а затем в направлении к началу блока наносят линию, характеризующую рабочий ход экскаватора, учитывая затраты времени (п. 3.2) на уборку второй заходки (Kо.э в этом случае равен 0).

    В настоящем учебном пособии на рис. 3.1 и 3.2 в качестве примера показана отработка развала в 2 заходки с погрузкой в думпкары и холостым перегоном экскаватора. Выемочно-погрузочные и буровзрывные работы ведут в смежных блоках.

    Вычисляют продолжительность бурения скважин в оставшейся части второго блока, сут:

    , (3.34)

    где Kо.б  доля обуренной части блока к началу периода планирования (табл. 3.17); f  выход горной массы с 1 м скважины (формула 2.53), м3/м; Qб  сменная эксплуатационная производительность бурового станка (п. 2.2), м; Nсм – число рабочих смен бурового станка в течение суток, ед.



    Рис. 3.2. Технологический график организации работ на уступе.
    Если время обуривания очередного блока одним станком будет больше, чем время отработки взорванной горной массы в предыдущем, предусматривают использование двух буровых станков.

    Определяют затраты времени на зарядку и забойку скважин, см

    , (3.35)

    , (3.36)

    где Q в.б и Q з.б  расход ВВ (кг) и забоечного материала (м3) на блок (п. 2.7); Q з.а и Q з.с  сменная производительность зарядной (кг) и забоечной (м3) машин (п. 2.7); N зар.м и N заб.м  количество зарядных и забоечных машин, используемых в блоке (N зар.м = N заб.м = 1), ед.

    Поскольку «Едиными правилами безопасности при взрывных работах (ПБ 13-407-01)» [5]запрещено производить подготовку блока к взрыву при недостаточном освещении рабочего места, работы, то, как правило, ведут в одну, реже в две смены.

    Рассчитывают затраты времени на монтаж взрывной сети, см

    , (3.37)

    где N скв  количество скважин в блоке, ед.; N в.м  норма времени на монтаж сети из 100 зарядов (табл. 3.18), чел. ч; F  количество взрывников, ведущих монтаж и проверку сети, вставку пиротехнических реле (табл. 3.17), чел.; Тсм – продолжительность смены, ч.

    Находят время, необходимое для проверки сети, вставки пиротехнических реле, производства взрыва и осмотра забоя после взрыва, см

    , (3.38)

    где N сер  количество серий зарядов в принятой схеме коммутации, ед.; N в.в  норма времени на производство взрыва (табл. 3.18), чел. ч.; N зам  расход пиротехнических реле на блок, ед.; N в.з  норма времени на установку 100 пиротехнических реле (табл. 3.18), чел. ч.

    Одну серию зарядов составляют скважины, взрываемые через один замедлитель. Например, в схеме соединения скважин продольными рядами одна серия соответствует одному ряду, и количество их равно числу рядов.

    Определяют затраты времени на производство всего комплекса взрывных работ, см

    , (3.39)

    где K1 = 0,80,9  коэффициент совмещения работ по зарядке и забойке скважин; Т пр.  время, необходимое для проветривания блока (табл. 3.17), смен.

    Выделяют на графике длительность взрывных работ, приурочив их к выходному дню.

    В соответствии с требованиями «Единых правил безопасности при взрывных работах» все машины и механизмы перед взрывом должны быть отогнаны от границ блока на безопасное расстояние.

    По формуле 3.33 вычисляют время, необходимое для отгона экскаваторов и буровых станков. Вместо длины блока в числитель подставляют радиус опасной зоны для машин и механизмов по разлету кусков [5].

    Отображают на графике (рис. 3.2) длительность отгона экскаватора и бурового станка на безопасное расстояние пред взрывом и возвращения к месту производства работ после взрыва.

    При использовании железнодорожного транспорта рассчитывают время необходимое для снятия путей перед взрывом с использованием ранее выбранного оборудования, см

    , (3.40)

    где l с.п  длина демонтируемого участка пути, м; П о  норма выработки на освобождение демонтируемого участка от горной массы (табл. 3.20), м/чел. см.; N з.в  состав звена на очистки пути (табл. 3.20), чел.; П с.п  сменная производительность оборудования, занятого на разборке пути (табл. 3.19), м.

    Демонтажу перед взрывом подлежит участок тупика в пределах взрываемого блока (1,1 длины поезда) и часть путей длиной 20 – 30 м в пределах отрабатываемого блока.

    Вычисляют длительность работ по восстановлению пути после взрыва, см

    , (3.41)

    где Ппл – сменная производительность оборудования при планировке трассы (табл. 3.19), м; – сменная производительность оборудования, занятого на укладке путей после взрыва (табл. 3.20), м; Пс – норма выработки на соединение стыков, чел.см; П п.р – норма выработки на послеукладочный ремонт (табл. 3.20), м/чел. см; – состав звеньев на соединении стыков и ремонте пути (табл. 3.20), чел.

    Указывают на графике работы, связанные с разборкой путей перед взрывом и восстановлением их (рис. 3.2).

    Если по времени производства взрыва расстояние от экскаватора до границ взрываемого блока больше опасной зоны по разлету кусков, в отгоне его нет необходимости.

    Оформить отчет и сдать его преподавателю на проверку на проверку.

    Проработать контрольные вопросы и задания, подготовиться и защитить отчет.
    3.4.4. Контрольные вопросы и задания

    С какой целью оформляют технологический график организации работ на уступе?

    Какой вид может иметь такой график?

    Какое правило необходимо соблюдать при вычерчивании профиля развала взорванной горной массы и разбивке его на экскаваторные заходки?

    Как должен размещаться в забое экскаватор – мехлопата?

    За счет чего можно увеличить сменное подвигание забоя?

    Можно ли отрабатывать развал взорванной горной массы без холостых перегонов экскаватора?

    Каким образом должны быть организованы буровзрывные работы в смежном блоке?

    Что необходимо предпринять, если задерживается подготовка блока к выемке?

    Перечислите отдельные операции комплекса взрывных работ.

    Каким образом можно уменьшить общую продолжительность взрывных работ?

    Перечислите мероприятия, реализовав которые, можно сократить затраты времени на разборку путей перед взрывом и последующую их укладку.

    Надо ли прекращать все виды работ в карьере во время взрыва? Если необходимо, то с какого момента времени?

    Как определить расстояние, на которое следует отгонять горные машины перед взрывом?

    С какого момента времени после взрыва возобновляются работы на уступе?

    Почему при использовании автотранспорта упрощается организация работ в блоке?

    Перечислите основные организационные отличия карьеров от обычных заводов и фабрик.


    1   ...   9   10   11   12   13   14   15   16   ...   22


    написать администратору сайта