Выбор способа вскрытия, системы разработки и структуры комплексной механизации в условиях месторождения песчаника

ВВЕДЕНИЕСовокупность горных работ, при которых все процессы, связанные с извлечением полезного ископаемого из недр, совершаются в открытых горных выработках, называется разработкой месторождений открытым способом. Открытым способом добывают твердые; полезные ископаемые, имеющие самые разнообразные формы и залегающие в различных природных условиях.Целью курсового проекта является выбор способа вскрытия, системы разработки и структуры комплексной механизации в условиях месторождения песчаника.Задачами курсового проекта является:подсчет запасов в контурах карьера;обоснование производительности и режима работы карьера;выбор технологического оборудования на основных производственных процессов проектируемого карьера;выбор способа вскрытия;выбор системы разработки;расчет параметров основных производственных процессов при заданных условиях. 1 ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯОбщие сведения о районе, краткие геологические сведения о месторождении, климатические условия Месторождение песчаников «Мартынов Курган» расположено в Каменском районе Ростовской области вблизи пос. Чистоозерный в 4 км от промышленной площадки. Месторождение находится на водоразделе балок Средняя и Озерный Лог. Местность – слабо всхолмленная, степная равнина, расчлененная балками и оврагами, занята пашней и пастбищами.Песчаник используется с целью производства щебня и камня бутового для строительных работ, а также по мере спроса плиты облицовочные из природного камня. Производство щебня осуществляется в соответствии с ГОСТом 8267-93.В курсовом проекте объектом проектирования является условное месторождение песчаника со следующими характеристиками: — вскрышные породы – рыхлые четвертичные отложения (суглинки, супеси, глины и пески), распространены по площади месторождения, не требующие предварительной подготовки. Характеризуются: мощность средняя – 30 м; коэф. крепости – 0,9; объемный вес – 1,9 т/м3; коэффициент разрыхления – 1,2.— полезное ископаемое – пласт песчаника, представленного кварц-полевошпатовыми, в основном среднезернистыми, тонко и толсто-плитчатыми. По степени трещеноватости затронутые выветриванием песчаники относятся к 1 категории (чрезвычайно-трещеноватые), монолитные песчаники – ко 2 категории (сильно-трещеноватые). Характеризуются: песчаник средней мощностью – 70 м; коэф. крепости – 10; объемный вес – 2,45 т/м3; коэффициент разрыхления – 1,5. Требуется предварительная подготовка.Само месторождение — осадочного типа, с практически горизонтальным залеганием. Площадь участка месторождения, выделенного для проектирования – 644069 м2. Полезное ископаемое покрыто достаточно мощным чехлом покрывающих пород, отнесенных к вскрышным породам, рельеф горизонтальный.На месторождении развит один водоносный горизонт, приуроченный к пласту песчаников полезной толщи. Суглинки и почвенно-растительный слой воды не содержат. Глинистые сланцы служат почти водо-упором. По условиям накопления и циркуляции подземные воды относятся к типу трещено-пластовым. Питание водоносных горизонтов происходит за счет инфильтрации атмосферных осадков.Климат района континентальный, отмечается небольшим количеством осадков (330мм), сухостью, высокими летними (до +39) и низкими зимними (до –35) температурами воздуха. Глубина промерзания почвы в среднем 0,8 м. Зимний период продолжается с 20 ноября до 20 марта. Для района характерны преобладающие восточные и юго-западные ветры средней скоростью 7 м/сек.Границы карьерного поля, запасы полезного ископаемого, объемы вскрышных работ, значение среднего коэффициента вскрышиДля расчётов основных характеристик карьера, выбраны и использованы данные приведённые в таблице 1, согласно продольному и поперечным разрезам карьера.Таблица 1Исходные данные №ПоказателиИсходные данные1Мощность пласта М, м702Мощность наносов Но, м303Размеры по дну:длина Lд, мширина Вд, м9303304Угол наклона бортов γ, град.165Коэффициент крепости f: песчаникананосов100,96Объемная масса:песчаника ρ, т/м3наносов ρо, т/м32,451,97Угол падения пласта α, град.0-2Определение границ карьера.Порядок определения конечных контуров карьера следующий:1) на основании физико-механических свойств и строения вмещающих пород принимают углы погашения бортов карьера по условиям устойчивости;2) проверяют величину углов по условию размещения транспортных площадок в зависимости от способа вскрытия;3) определяют граничный коэффициент вскрыши;4) принимают принцип и метод определения конечной глубины;5) определяют глубину карьера, устанавливают его границы по поверхности.Подсчет объемов вскрыши и запасов полезного ископаемого в границах карьера для горизонтальных залежей производится по схеме, представленной на рисунке 1.При равнинном рельефе поверхности достаточно точно объем горной массы (Vг.м, м3) в контурах карьера, характеризующий масштаб горных работ, определяется по формуле акад. В.В. Ржевского:Vг.м=S⋅Нк+12⋅P⋅Нк2⋅ctgβн+13⋅π⋅Нк3⋅ctg2βн, м3,где S – Площадь дна карьера, м2;P- периметр дна карьера, м;Hк – глубина карьера, м; (находится как сумма мощности наносов и пласта (30+70 = 100 м)βн – угол наклона бортов карьера, град.Рис. 1. Схема к расчету объема карьера при разработке горизонтальной залежиПериметр и площадь дна карьера определяются из выражений:Р = 2·(Lд+Bд); S = Lд·Bд,где Lд – длина дна карьера, м;Bд ширина дна карьера, м. Р = 2 · (930 + 330) = 2520 м S = 930·330 = 306900 м2Vг.м=306900∙100+12∙2520∙1002∙ctg16+13 ∙3,14∙1003∙ctg216=87 361 044,3 м3Объем запасов полезного ископаемого (Vп.и, м3) в конечных контурах карьера. Запасы полезного ископаемого в конечных контурах карьера (Vп.и.) находятся следующим образом:Vп.и=m∙Lд∙Bд , м3Vп.и=70∙930∙330=21 483 000 м3 Определение объема вскрышных пород в конечных контурах карьера. Объем вскрыши в конечных контурах карьера (Vвск, м3) определяется по формуле:Vв = Vг.м Vп.и., м3Vвск = 87361044,3 – 21483000 = 65 878 044,3 м3Средний коэффициент вскрыши является геометрическим показателем, так как устанавливается измерением количества вскрышных пород и полезного ископаемого. Определяем средний коэффициент вскрыши:К ср = Vв / Vп.и, м3/м3К ср = 65 878 044,3/ 21483000 = 3,07 м3/м3Определение максимальных параметров карьера по поверхности:Длина карьера по поверхности (по простиранию залежи) (Lп, м):Lп=Lд+2Нкctgβв, мLп=930+2*100*ctg16=1627 мШирина карьера (Bк, м) рассчитывается:Bк=Вд+2Нкctgβнт, мBк=330+2*100*ctg16=1027 м Площадь карьера на дневной поверхности (Sк, м2) определяется:Sк = Lп·Bк, м2Sк = 1627·1027 = 1 670 929 м2Производственная мощность карьера и режим работы Основным показателем работы любого предприятия является его производственная мощность по горной массе и полезному ископаемому. Под ней понимают максимально возможную добычу полезного ископаемого (выемку горной массы) установленного качества в единицу времени (сутки, год), определяемую производственными условиями в рассматриваемом периоде. Различают необходимую, возможную и экономически целесообразную производственную мощность предприятия. Технически возможную производительность карьера устанавливают по возможной интенсивности развития горных работ. Интенсивность отработки горизонтальных и пологих залежей характеризует возможное годовое подвигание фронта работ. Экономически целесообразная производительность карьера обеспечивает получение наилучших технико-экономических показателей. Ее обосновывают путем анализа графиков режима горных работ для разных вариантов производительности карьера по полезному ископаемому. При этом используют критерии оценки динамических горно-экономических задач: чистый дисконтированный доход, индекс доходности инвестиций, внутренняя норма доходности инвестиций, срок окупаемости инвестиций.Годовая производственная мощность Qпигод карьера выбирается в соответствии с данными табл. 2.Таблица 2Виды карьерных полейРазмерыкарьерных полейПлощадь карьерав плане, км2Общий объем горной массы, млн. м3Годовая мощность, млн. тВесьма малыедо 0,4до 10до 1,5Малые0,3-2,010-1001,5-3Средние2,0-6,0100-5004-5Большие6,0-20,0500-20006-10Весьма большиеболее 20,02000-10000более 10Исходя из таблицы 2, годовая производственная мощность Qпигод карьера составит 1,5-3 млн. т/год, либо 0,6 – 1,2 млн. м3/год. Принимаю годовую производственную мощность Qпигодкарьера = 1 млн. м3/год.Определение срока службы карьера. Срок отработки карьера определяем по формуле:, летТ=214830001000000=21,5 лет Карьер работает круглый год в две смены. Продолжительность смены 8 ч. В году карьер работает 320 дней (отбрасываются праздничные дни и возможные непредвиденные простои из-за погодных условий, аварий...). Вскрышные работы производятся преимущественно в тёплое время года. Объем полезного ископаемого (Qпи.сут, т), добываемого в сутки, определяется по формуле:Qпи.сут= , м3,где N – количество рабочих дней в году.Qпи.сут= м3Годовой объем вскрыши (Vв.г, м3/год) определяется по формуле:Vв.г= , м3Vв.г=65 878 044,321,5=3 064 095 м3 Объем пород вскрыши (Vв.сут, м3), перемещаемого в сутки, определяется по формуле :Vвсут = , м3Vв.сут=3 064 095320=9575 м3Сменный объем карьера по полезному ископаемому (Qпи.см, м3) определяется по формуле:Qпи.см=Qпи.сут nсм, м3 где nсм количество смен по добычным работам.Qпи.см=3125 2=1563 м3Сменный объем карьера по вскрышным породам определяется по формуле:Qв.см=Vвсут nсм =9575 2 =4787,5 м32 СТРУКТУРА КОМПЛЕКСНОЙ МЕХАНИЗАЦИИ РАЗРАБОТКИ, ВСКРЫТИЕ И ТЕХНОЛОГИЯ ОТРАБОТКИ ГОРНЫХ ПОРОД2.1 Вскрытие карьерного поляВскрытие карьерного поля является одной из наиболее сложных задач открытой разработки месторождений. Выбор рациональных вариантов вскрытия осуществляется рассмотрением тех или иных сторон данной проблемы: объемов проходческих работ и видов вскрывающих выработок, глубины заложения внешних траншей, количества горных выработок, места расположения внешних и внутренних траншей, формы трассы внутренних траншей, стационарности вскрывающих выработок, перехода от вскрытия траншеями к подземным выработкам, применения специального оборудования.Карьерное вскрытие месторождения осуществляется с помощью капитальных траншей и полутраншей (наклонных и крутых) и разрезных траншей (горизонтальных), реже подземными горными выработками. В отдельных случаях производят бестраншейное вскрытие месторождения (с помощью башенных экскаваторов и кабельных кранов, а также землесосных снарядов). В зависимости от расположения вскрывающей выработки относительно контура карьерного поля, числа обслуживаемых горизонтов, назначения и стационарности вскрытие производят капитальными траншеями (полутраншеями) внешнего или внутреннего заложения, отдельными, групповыми или общими, одинарными или парными, стационарными или скользящими.Выбор способа вскрытия и системы разработки являются одной из наиболее сложных задач открытой разработки месторождений, от правильного решения которых зависят технико-экономические показатели работы карьера.Принятый способ вскрытия должен обеспечивать минимальные затраты на транспортирование вскрыши и полезного ископаемого, минимальный объем горно-капитальных работ и рациональное распределение объемов вскрышных пород за весь срок отработки карьерного поля.Месторождение вскрывается в два слоя. Для снятия первого слоя вскрыши проделываем капитальную траншею внешнего заложения со стороны пром. площадки, так как через эту траншею будет транспортироваться ПИ, тем самым сократим длину транспортировки. Капитальная траншея переходит в разрезную траншею. Разрезная траншея отрабатывается двумя экскаваторами. Первый экскаватор проделывает траншею, а второй торцовым забоем начинает её разносить в направлении вскрышных работ. Когда длина траншеи достигнет необходимой, то первый экскаватор начинает её также разносить. После того, как траншею разнесли на достаточную ширину, загоняют третий экскаватор, чтоб проделать траншею на второй слой вскрыши.Для снятия второго слоя вскрыши проделываем траншею внутреннего заложения. В процессе разработке траншея станет съездом на нерабочем борту карьера.Ширина экскаваторной заходки для проделывания траншей равна 20 м. Вскрыша отрабатывается уступами по 10 м. Каждый уступ делится на два подуступа по 5 м. Угол наклона траншеи со стороны нерабочего борта φвск = 43 град. А откосы со стороны, в которую будут вестись горные работы имеют рабочий угол αвск = 55 град. Для выемки горной массы применяется гидравлический экскаватор с обратной лопатой VOLVO EC480D и ёмкостью ковша 3 м3. Транспортируется горная масса шарнирно-сочлененным автосамосвалом Terex ТА300 с объёмом кузова 13,8 м3 .Общая формула для расчёта въездных траншей с равными углами откосов: V = L ⋅H2⋅b+H⋅c⋅L3,L= Hi,L= 100.1=100 мгде L – длина съезда, м; i – уклон съезда (при автотранспорте i = 10%); H – разность высот начала съезда и его конца, м; b – ширина траншеи по дну, м; c – наибольшее заложение откосов траншеи в плане, м.с=HtanαРасчёт объёма капитальной траншеи внешнего заложения (V1): c1 = 10tan43=10,7 мV1=100⋅102⋅20+10⋅10,7⋅1003=13567 м3 Расчёт объёма траншеи внутреннего заложения (V2):c2 = 10tan55 = 7 мV2 = L⋅H2⋅b+ 13⋅H⋅c1⋅L2+ 13⋅H⋅c2⋅L2 = 100⋅102⋅20+13⋅10⋅10,7⋅1002+13⋅10⋅7⋅1002 = 12950 м3Общий объём въездных вскрывающих траншей (Vвс тр):Vвс тр = V1+V2 = 13567 + 12950 = 26517 м3Рис. 2. Схема въездных траншей в плане и разрезе2.2 Система разработкиСистему разработки принимаю сплошную поперечную однобортовую в направлении с западного борта на восточный. Для выемочных работ применяю гидравлические экскаваторы обратной лопатой, для транспортировки горной массы применяю автосамосвалы.Так как пласт полезного ископаемого залегает практически горизонтально, то более рационально будет выйти на всю мощность пласта ПИ и отрабатывать месторождение сплошной системой. Вскрыша отрабатывается уступами по 10 м, пласт ПИ также отрабатывается уступами высотой каждый по 10 м, с применением буровзрывных работ.На начальном этапе вскрытия и освоения месторождения вскрышные породы транспортируются во внешний отвал на восточном борту карьера. После того, как самый нижний уступ карьера сдвинется от нерабочего борта (восточного) на расстояние свыше 150 метров, вскрышные породы будут размещать во внутреннем отвале. Внешний и внутренний отвалы формируются бульдозерным отвалообразованием.Внутреннее отвалообразование позволит сократить длину транспортировки горной массы, а также появляется рекультивировать нарушенные земли параллельно с добычей ПИ, что намного сократит объём работы по рекультивации после полной отработки пласта ПИ и ускорит сдачу земель собственнику. 2.3 Комплексная механизацияОсновной выемочной машиной является гидравлический экскаватор с обратной лопатой «VOLVO» EC480D и ёмкостью ковша 3 м3.Рис. 3. Рабочая зона экскаватора: (размер клеточки метр на метр)Таблица 3Технические характеристики гидравлического экскаватора с обратной лопатой «VOLVO» EC480DХарактеристики«VOLVO» EC480DЭксплуатационная масса47300-53100 кгПолная мощность265 кВтПри оборотах двигателя1700 об/минВместимость ковша1,77-3,8 м3Грузоподъемность, стрела вдоль тележки15670 кгПри вылете/высоте подъема стрелы6/1,5 мМакс. вылет стрелы13260 ммМакс. глубина выемки9170 ммУсилие отрыва (нормальное)230 кНУсилие отрыва (форсаж)251 кНВырывное усилие (нормальное)160 кНВырывное усилие (форсаж)174 кНГабаритная ширина3440 ммРадиус поворота задней части платформыРадиус черпания на уровне стояния 3800 мм13500 ммТранспортируется горная масса шарнирно-сочлененным автосамосвалом Terex ТА300 с объёмом кузова 13,8 м3.Таблица 4Технические характеристики автосамосвала Terex ТА300ХарактеристикиTerex ТА300Грузоподъёмность 28000 кгОбъём кузова 13,8 м3Габариты 9966 x 2895 x 3450 ммВысота загрузки 2,9 мРадиус разворота 8,5 мОбщая масса 24200 кгМощность двигателя 276 кВРабочий объем 9,31Максимальная скорость 49,9 км/чНа отвалообразовании применяется бульдозер Caterpillar D8R без рыхлительного оборудования.Таблица 5Технические характеристики бульдозера Caterpillar D8R:ХарактеристикиCaterpillar D8RМощность247 (335) кВт (л.с.)Скорости движения (вперед/назад)0-10,8/0-13,9 км/часГабаритные размеры:Длина машины в начальном исполнении4554 ммШирина машины по цапфам3377 ммШирина машины без цапф с базовыми башмаками3302 ммТопливный бак625 лХарактеристики отвала (полусферический):Ширина4400 ммВысота1612 ммГлубина копания582 ммВысота подъема1231 ммПредельный перекос914 ммВместимость отвала8,5 м3Масса4850 кгВ качестве бурового оборудования принимаю СБШ-250 с диаметром долота 269,9 мм.Таблица 6Основные параметры СБШ – 250ХарактеристикиСБШ – 250Способ бурения ШарошечныйТип станка СБШ-250Область применения, f 10-14Диаметр долота, мм 269,9Глубина бурения, м 32;36; 55Частота вращения, с–10,2-2,5Осевое усилие подачи, кН 300Угол наклона скважины, градус 60;75;902.4 Горно-строительные работы для сдачи карьера в эксплуатациюРасчёт объёмов горно-строительных работ для выхода карьера на полную мощностьОбщая расчётная формула объёма горной породы на горизонте (Vг):Vг = Sг·H ± Vс,где Sг – площадь горизонта по средней линии откоса (посчитана с помощью программы AutoCAD), м2;H – высота уступа, м;Vс – объём породы под съездами (-), или объём капитальной траншеи внешнего заложения (+).Объём породы на первом горизонте (Vг1):Vг1 = 253668 · 10 + 13567 = 2550244 м3Объём породы на втором горизонте (Vг2):Vг2 = 230489 · 10 – 17 187 = 2287698 м3Объём породы на третьем горизонте (Vг3):Vг3 = 203253 · 10 – 23352 = 2009178 м3Объём породы на четвёртом горизонте (Vг4):Vг4 = 176975 · 10 – 23352 = 1746393 м3Объём породы на пятом горизонте (Vг5):Vг5 = 153263 · 10 – 23352 = 1509273 м3Объём породы на шестом горизонте (Vг6):Vг6 = 126370 · 10 – 23352 = 1240346 м3Объём породы на седьмом горизонте (Vг7):Vг7 = 109245 · 10 – 23352 = 1069098 м3Объём породы на восьмом горизонте (Vг8):Vг8 = 85913 · 10 – 23352 = 835773 м3Объём породы на девятом горизонте (Vг9):Vг9 = 71249 · 10 – 23352 = 689139 м3Объём породы на десятом горизонте (Vг10):Vг10 = 60614 · 10 – 23352 = 582788 м3Объём вскрыши при горно-строительных работах (Vг вск):Vг вск = Vг1 + Vг2 = 4837942 м3Объём добытого ПИ во время горно-строительных работ (Vг пи):Vг пи = Vг3 + Vг4 + Vг5 + Vг6 + Vг7 + Vг8 + Vг9 + Vг10 = 9681989 м3Расчёт объёмов горно-капитальных работ для перехода во внутреннее отвалообразованиеОбъём породы на первом горизонте (Vгк1):Vгк1 = 507335 · 10 + 13567 =5086920 м3Объём породы на втором горизонте (Vгк2):Vгк2 = 460977 · 10 – 17187 = 4592583 м3Объём породы на третьем горизонте (Vгк3):Vгк3 = 406506 · 10 – 23352 = 4041708 м3Объём породы на четвёртом горизонте (Vгк4):Vгк4 = 353949 · 10 – 23352 = 3516138 м3Объём породы на пятом горизонте (Vгк5):Vгк5 = 306525 · 10 – 23352 = 3041898 м3Объём породы на шестом горизонте (Vгк6):Vгк6 = 252740 · 10 – 23352 = 2504045 м3Объём породы на седьмом горизонте (Vгк7):Vгк7 = 218490 · 10 – 23352 = 2161548 м3Объём породы на восьмом горизонте (Vгк8):Vгк8 = 171825 · 10 – 23352 = 1694898 м3Объём породы на девятом горизонте (Vгк9):Vгк9 = 142498 · 10 – 23352 = 1401631 м3Объём породы на десятом горизонте (Vгк10):Vгк10 = 121228 · 10 – 23352 = 1188928 м3Объём вскрыши при горно-капитальных работах (Vгк вск):Vгк вск = Vгк1 + Vгк2 = 9679503 м3Объём добытого ПИ за время горно-капитальных работ (Vгк пи):Vгк пи = Vгк3 + Vгк4 + Vгк5 + Vгк6 + Vгк7 + Vгк8 + Vгк9 + Vгк10 = 19550794 м3Расчёт объёмов горно-капитальных работ до полной отработки карьераОбъём породы на первом горизонте (V’гк1):V’гк1 = 761003 · 10 + 13567 = 7623597 м3Объём породы на втором горизонте (V’г2):V’гк2 = 691466 · 13,5 – 17187 = 6897468 м3Объём породы на третьем горизонте (V’г3):V’гк3 = 609759 · 15 – 23352 = 6074238 м3Объём породы на четвёртом горизонте (V’г4):V’гк4 = 530924 · 15 = 5285883 м3Объём породы на пятом горизонте (V’гк5):V’гк5 = 459788 · 10 – 23352 = 4574523 м3Объём породы на шестом горизонте (V’гк6):V’гк6 = 379110 · 10 – 23352 = 3767743 м3Объём породы на седьмом горизонте (V’гк7):V’гк7 = 327735 · 10 – 23352 = 3253998 м3Объём породы на восьмом горизонте (V’гк8):V’гк8 = 257738 · 10 – 23352 = 2554023 м3Объём породы на девятом горизонте (V’гк9):V’гк9 = 213748 · 10 – 23352 = 2114123 м3Объём породы на десятом горизонте (V’гк10):V’гк10 = 181842 · 10 – 23352 = 1795068 м3Объём вскрыши на конец отработки карьера (V вск):V вск = V’гк1 + V’гк2 = 14521065 м3Объём промышленных запасов ПИ (Vпр пи):V пр пи = V’гк3 + V’гк4 + V’гк5 + V’гк6 + V’гк7 + V’гк8 + V’гк9 + V’гк10 = 29419599 м32.5 Расчет параметров системы разработкиВыемку полезного ископаемого, покрывающих и вмещающих пород ведут слоями, начиная с верхних слоев. В результате разрабатываемый массив горных пород приобретает форму уступов. Между смежными слоями оставляют площадки для размещения оборудования, транспортных и энергосиловых коммуникаций и других производственных целей. Обычно слои горизонтальны, но иногда пологую залежь отрабатывают наклонными слоями, а крутопадающую — крутыми.Различают рабочие и нерабочие уступы. На рабочих уступах ведут отработку массива полезного ископаемого и вскрыши. Высота уступа – зависит от рабочих размеров применяемого выемочно-погрузочного оборудования и физико-механических свойств пород. Вскрыша отрабатывается двумя уступами по 10 м, каждый уступ делится на два подуступа: нижний – 5 м. верхний –5 м. Пласт ПИ также отрабатывается двумя уступами высотой каждый по 10 м, с применением буровзрывных работ.Угол, образованный откосом уступа и его проекцией на горизонтальную плоскость, называют углом откоса уступа. На постоянно перемещающихся уступах его величину устанавливают с таким расчетом, чтобы сохранить устойчивое положение откоса уступа на сравнительно короткий срок (несколько месяцев). Таблица 7Углы откосов на период разработки и погашенияНаименование уступовУглы откосоврабочий αустойчивый φДобычной6070Вскрышной5545Расчёт ширины рабочей площадки на отработке рыхлой вскрыши.Шр = Аэ + По + Пп + П’о + Пб , м,Шр = 20 + 3,3 + 12 + 2,5 + 3 = 40,8 мгде Аэ – ширина экскаваторной заходки, м;Аэ = 1,5∙Rч.у , мАэ = 1,5∙13,5 =20 м;Rч.у – радиус черпания на уровне стояния, м (Rч.у = 13,5 м ТТХ «VOLVO» EC480D);По – ширина обочины со стороны откоса вышележащего уступа, м;По = 13∙H= 13∙10=3,3 м;Пп – ширина проезжей части, м ( принимаю исходя из габаритов автосамосвала Terex ТА300, Пп = 12 м);П’о – ширина обочины с низовой стороны с учётом предохранительного вала, м (П’о= 2,5 м);Ширина полосы обрушения на уступе с рыхлыми породами:Пб = H·(tan-1φ - tan-1α), мПб = 10 · (tan-145 - tan-155) = 3 м;Ширина транспортных берм на данном горизонте (Штб1):Штб1 = По + Пп + П’о + Пб, мШтб1 = 3,3 + 12 + 2,5 + 3 = 20,8 мРис. 4. Технологическая схема отработки вскрышных породРасчёт ширины рабочей площадки на добыче ПИ.Шс = Б + По + Пп + П’о + П’б, м,Шс = 60 + 3,3 + 12 + 2,5 + 3 = 80,8 мгде Б – полная ширина развала, м (пункт 3.1).Ширина полосы обрушения на скальном уступе (призма безопасности):П’б = H·(tan-1φ - tan-1α), мП’б = 10 · (tan-160 - tan-170) = 3 мРис. 5. Элементы рабочей площадки добычного уступаШирина транспортных берм (Штб):Штб = Поб + Пп + П’о + П’б, мШтб = 4 + 12 + 2,5 + 3 = 21,5 мШирина обочины на транспортных бермах со стороны вышележащего откоса (Поб):Поб = 13∙H= 13∙10=3,3 мШирину предохранительных берм принимаю равную 4 метрам.Рис. 6. Элементы транспортной бермы в карьере:Шп.ч – ширина проезжей части, Шоб – ширина обочин, Шкюв – ширина кювета, Шз.п – ширина закюветной полки, Шо.д.о – ширина откоса дорожной одежды, Шв – ширина предохранительного вала, Штр – ширина транспортной бермы, h – высота предохранительного вала, Шп.в – ширина полосы выветривания. Побр – ширина призмы обрушения, Х – габаритная ширина автосамосвала, W – ширина дороги, αу – угол откоса устойчивого уступа, αр – угол откоса рабочего уступа3 ПАРАМЕТРЫ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ 3.1 Расчет параметров БВР Расчёт удельного расхода взрывчатых веществ (ВВ)Расчетный удельный расход взрывчатых веществ (ВВ) (qp, кг/м3) определяется с учетом физико-механических свойств горных пород и категории трещиноватости по формуле:qр = qэ∙e∙Кд∙ρ2,6где qэ - эталонный расход ВВ для граммонита 79/21 при кондиционном размере кусков 500 мм (табл. 8), кг/м3; е – коэффициент работоспособности ВВ (табл. 9);Кд - коэффициент, учитывающий интенсивность дробления, принимается по табл. 10; ρ - плотность породы, т/м3. Таблица 8 Эталонный расход ВВКатегория трещиноватости породы Эталонный расход граммонита 79/21 (кг/м3) при крепости пород f От 2 до 5 От 6 до 10 От 11 до 20 I Менее 0,3 Менее 0,35 Менее 0,45 II 0,4 0,5 0,6 III 0,65 0,75 0,9 IV 0,85 1 1,2 V 1 1,2 1,4 Таблица 9Переводной коэффициент по идеальной работе взрыва еВВ е ВВ е Карбатол ГЛ-10В 0,79 Граммонит 79/21 1,0 Скальный аммонал №3 0,80 Граммонит 50/50 1,11 Скальный аммонит №1 0,81 Гранулит М 1,13 Детонит М 0,82 Гранулит С-2 1,13 Алюмотол 0,83 Игданит 1,13 Гранитол 7А 0,86 Граммонит 1,14 Гранулит АС-8 0,89 Аммонит АП-5 ЖВ 1,14 Гранулит АС-8В 0,89 Акватол Т-20 1,20 Гранулит АС-4 0,98 Гранулотол 1,20 Аммонит № 6-ЖВ 1,0 Таблица 10Значения коэффициента КдДопустимый размер куска, мм 250 500 750 1000 1250 1500 Кд 1,3 1,0 0,85 0,75 0,7 0,65 В качестве ВВ применяю аммонит №6-ЖВНахожу расчётный расход ВВ:qр = qэ∙e∙Кд∙ρ2,6, кг/м3qр = 0,5∙1∙1∙2,452,6 = 0,47 кг/м3Принимаю удельный расход ВВ q=0,5 кг/м3Расчётный диаметр скважины (dр):dр = 25∙Hу∙q∆ , мм,dр = 25∙10∙0,50,9 = 280 мм.где Hу - высота взрываемого уступа, м;∆ - плотность заряжания, т/м3. Для данного диаметра скважины наиболее подходящее долото, к данному виду бурового станка, имеет диаметр dд = 269,9 ммНаходим диаметр скважины (d):D = dд∙Краз = 0,2699∙1,06 = 0,286 м,где dд - диаметр бурового долота, коронки, dд = 0,1905 м; kраз - коэффициент разбуривания, (kраз = 1,05...1,08).Величина преодолеваемого сопротивления по подошве уступа (СПП) для одиночного скважинного заряда:,где P - вместимость 1 м скважины: P = d2 / 4 = 3,14 * 0,2862 * 900 / 4 = 57,8 кг,где d - диаметр скважины, d = 0,286 м; - плотность заряжания, = 900 т / м2.Рассчитанная для вертикальных скважин линия сопротивления по подошве должна удовлетворять условию безопасности:W H ctg + C,где – рабочий угол откоса уступа, градус, = 600; C Z 2 – расстояние от верхней бровки уступа до гусениц бурового станка, м; Z - призма обрушения уступа:Z = H (ctgУ – ctg) = 10 * (сtg 600 – ctg 700) = 2,1 м,где У – устойчивый угол откоса уступа, У = 70 0; C = 2,1 мW 10 * ctg 700 + 2,1 = 5,7 м10,7 м. 5,7 мЛиния сопротивления по подошве удовлетворяет условию безопасности, применяем вертикальные скважины.Величина ориентировочного перебура:lпер = 0,5qW = 0,5 * 0,5 * 10,7 = 2,7 м,где: q – удельный расход ВВ, q = 0,5 кг/ м3; W – сопротивление по подошве уступа, W = 10,7 м.Длина забойки:lзаб = (0,6…0,8) * W = 0,6 * 10,7 = 6,5 м,Длина заряда:lзар = H + lпер- lзаб= 10 + 2,7 – 6,5 = 6,2 мГлубина скважины:l = H + lпер= 10 + 2,7 = 12,7 м,где Н – высота уступа, Н = 10 м; lпер – длина перебура, lпер = 2,7 м.Вес заряда в скважине:Q = P · (l – lзаб) = 57,8 · (12,7 – 6,5) = 590 кг,Расстояние между зарядами в ряду:a = m·W = 0,9 · 10,7 = 9,6 м,где m – относительное расстояние между зарядами в ряду, m = 0,8...1,2.Исходя из опыта работы данного предприятия на месторождении принимаем расстояние между рядами скважин равным расстоянию между скважинами в ряду, то есть а = b = 9,6 м. Также принимаем интервал замедления, который составляет 15 – 25 мс.Величина СПП с учетом взаимодействия зарядов при одновременном взрывании скважин первого ряда и m 1,2 равна:WВЗ = W (1,6 – 0,5m) = 10,7 · (1,6 – 0,5 · 0,9) = 12,3 мПринимаем:W = WВЗ = 10,7 мПараметры развала: а) ширина развала взорванной горной массы:M=5·q ·W·H= 5·0,5 ·10,7·10 =31,2 мB=M+ b·n-1= 31,2+ 9,6·4-1=60 мгде Н – высота уступа, Н = 10 м; n – количество рядов скважин, n = 4;б) ширина буровой заходки:Аб=W+ b·n-1= 10,7+ 9,6·4-1=39,5 мв) высота развала взорванной горной массы:Нр=Н* 4nН*q=10*4410*0,5=12,8 мБуровые работыСтанок СБШ – 250 шарошечного бурения с диаметром скважины 286 мм. На данном месторождении коэффициент крепости = 10.Группа пород по СНиП:F = 2,5(f )0,5 = 2,5 *10 0,5 = VIII группаПоказатель буримости горных пород:Пб = 0,07(сж+ сдв) + 0,7 = 0,07 · (80 + 35) + 0,7 · 2,45 = 9,8 ,где сж предел прочности на сжатие, сж = 80 МПа; сдв - предел прочности породы на сдвиг, сдв = 35 МПа; - плотность породы, = 2,45 т/м3.Техническая скорость бурения шарошечного станка:Vб=2,5*10-2*Ро*nвПб*dд2=2,5*10-2*189*29,8*0,0728=13,2мчасгде dд - диаметр долота, dд = 0,2699 м; Ро - осевая нагрузка на буровой инструмент; nВ - частота вращения бурового става, = 2 с–1.Ро = (60...80) f ·dД = (6...8) сж ·dД = 70 · 10 · 0,2699 = 189 кНСменная производительность бурового станка (м/см) без учета внеплановых простоев:Пб.см = (Тсм – Тп.з – Тр.п) / ( 1/vб + tВ) = ( 8 – 0,75 ) / ( 1/13,2 + 0,05 ) = 57,7 м ,где Тсм - продолжительность смены, Тсм = 8 час; Тп.з, Тр.п - продолжительность подготовительно-заключительных операций и регламентированных перерывов (Тп.з+Тр.п) = 0,5...1 часа), час; tВ - вспомогательное время на бурение 1 м скважины (для шарошечного tВ = 0,05 час).Годовая производительность бурового станка:Пб.год = Пб.см ·nсм ·nр.д = 57,7 · 1 · 320 = 18464 м/год ,где nсм - количество рабочих смен бурстанка в сутки, nсм = 1; nр.д - количество рабочих дней станка в году, nр.д = 320.Выход взорванной горной массы с 1 м скважины:Vг.м = H ·a [W + b · (Np – 1)] / (Np · l) = 10 · 9,6 · (10,7 + 9,6 · (4 – 1)) / (4 · 17,7) == 80,3 м3/мРабочий парк буровых станков:Nб.p = Qг.кар /(Пб.год ·Vг.м) = 1 000 000 / (18464 · 80,3) = 0,7 ,где Qг.кар - объем горной массы, подлежащий обуриванию, Qг.кар = 1 000 000 м3.Принимаем 1 станок СБШ – 250 для бурения скважин на добыче ПИ с диаметром долота 269,9 мм и типом долота СТ.Инвентарный парк бур. станков: N б.ин = 1,2 Nб.p = 1,2 · 0,7 = 0,9 = 1Инвентарный парк буровых станков равняется 1.Объем массового взрыва на рабочем уступе:Vм.в = (5…10) Qэ.сут = 10 · 3125 = 31250 м3 ,где Qэ.сут – суточная производительность экскаватора.Qэ.сут = 1000 000 / 320 = 3125 м3/ суткиКоличество взрываемых скважин за один массовый взрыв:Nскв= Vм.в / (l·Vг.м) = 31250 / (17,7 · 80,3) = 22За один массовый взрыв требуется взорвать 22 скважин.Длина взрываемого блока:Lб = Nскв · а / Nр = 22 · 9,6 / 4 = 53 мОпределение размеров опасной зоныРасстояние, опасное для людей по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов:,где з– коэффициент заполнения скважины ВВ; заб – коэффициент заполнения скважины забойкой, заб = 1 при полном заполнении свободной части; f – коэффициент крепости пород по Протодьяконову, f = 10; d – диаметр взрываемой скважины, d = 0,286 м; a – расстояние между скважинами в ряду или между рядами, а = 9,6 м.з = lзар/l = 6,2 / 12,7 = 0,6Принимаю безопасное расстояние по разлету отдельных кусков 300 м. 3.2 Выемка и погрузка горной массыРасчёт выемочно-погрузочных работ на добыче ПИ:Сменная норма выработки одноковшового экскаватора при погрузке в автосамосвалы:Нэ=Тсм-Тпз-ТлнТп+Ту*Е*КнКр*nк*Эiгде Кн - коэффициент наполнения ковша, Кн = 0.9; Кр- коэффициент разрыхления породы, Кр = 1,5; Тсм - продолжительность смены, Тсм = 480 мин; Тп.з - время на выполнение подготовительно-заключительных операций, Тп.з = 35 мин; Тл.н - время на личные надобности, Тл.н = 10 мин; nк- количество ковшей для загрузки транспортного сосуда; q – грузоподъемность автосамосвала, q = 28 т; - средняя плотность породы, = 2,45 т/м3; nц - число циклов экскавации в минуту; tц - основное время цикла экскавации 30 с; tц.д - дополнительное время на цикл экскавации в случае селективной выемки ПИ или при содержании негабарита в горной массе более 10%, tц.д = 5 с; Тп - время погрузки одного автосамосвала; Ту - время установки автосамосвала под погрузку, Ту = 0,5 мин; Эi - поправочный коэффициент на условия работы, Эi = 0,8.nк= q* Кр / (Е* Кн * ) = 28 * 1,5 / (3 * 0.9 * 2,45) = 6,3 = 6 ковшей;nц = 60/ (tц+ tц.д) = 60 / ( 30 + 5 ) = 1,7 цикла в минуту;Тп = (tц+ tц.д) * (nп – 0,5) / 60 = (30 + 5) * (6 – 0,5) / 60 = 3,2 мин,Нэ=480-35-103,2+0,5*3*0,91,5*6*0,8=1016 м3/ сменуРасчетное количество экскаваторовNэ.р = (Пк * Кн.п) / (Нэ * Ки.в) = (1563 * 1,1) / (1016 * 0,85) = 1,99 = 2 экс.Пк = Qгод / (Nр.д. * nсм) = 1 000 000 / (320 * 2) = 1563 м3/ смену,где Пк - производительность карьера в смену; Кн.п- коэффициент неравномерности подачи транспорта под погрузку, Кн.п= 1,1; Ки.в- коэффициент использования оборудования завода во времени, Ки.в = 0,85; Нэ – сменная производительность экскаватора, Нэ = 1016 м3 / смену.В качестве основного выемочно – погрузочного оборудования для ПИ принимаем 2 экскаватора «VOLVO» EC480D с ёмкостью ковша 3 м3.Расчёт выемочно-погрузочных работ на вскрыше:Сменная норма выработки одноковшового экскаватора при погрузке в автосамосвалы:Нэ=Тсм-Тпз-ТлнТп+Ту*Е*КнКр*nк*Эi=480-35-103,2+0,5*3*0,91,2*6*0,8=1270 м3/ сменугде Кн - коэффициент наполнения ковша, Кн = 0.9; Кр- коэффициент разрыхления породы, Кр = 1,2; q – грузоподъемность автосамосвала, q = 28 т; - средняя плотность породы, = 1,9 т/м3;nк= q* Кр / (Е* Кн * ) = 28 * 1,2 / (3 * 0.9 * 1,9) = 6,5 = 6 ковшей;nц = 60/ (tц+ tц.д) = 60 / ( 30 + 5 ) = 1,7 цикла в минуту;Тп = (tц+ tц.д) * (nп – 0,5) / 60 = (30 + 5) * (6 – 0,5) / 60 = 3,2 мин,Расчетное количество экскаваторовNэ.р = (Пк * Кн.п) / (Нэ * Ки.в) = (1973 * 1,1) / (1270 * 0,85) = 2 экс.Пк = Qгод / (Nр.д. * nсм) = / (320 * 2) = 1973 м3/ смену,где Пк - производительность карьера в смену; Кн.п- коэффициент неравномерности подачи транспорта под погрузку, Кн.п= 1,1; Ки.в- коэффициент использования оборудования завода во времени, Ки.в = 0,85; Нэ – сменная производительность экскаватора, Нэ = 1270 м3 / смену.В качестве основного выемочно – погрузочного оборудования для вскрышных работ принимаем 2 экскаватора «VOLVO» EC480D с ёмкостью ковша 3 м3.3.3 Транспортирование горной массыСменная производительность автосамосвала при транспортировке ПИДля транспортирования ПИ используется автосамосвал Terex ТА300 с грузоподъемностью 28 тонн и емкостью кузова 13,8 м3.Техническая производительность автосамосвала:Па = 60 Vн / Тр = 60 * 10,8 / 14,2 = 45,6 м3/ час;где Vн – объем (в плотном теле) горной массы в кузове автосамосвала; nк –  количество ковшей для загрузки автосамосвала; Vа – геометрический объем кузова, Vа = 13,8 м3; Кн -  коэффициент наполнения ковша, Кн = 0,9; Кр – коэффициент разрыхления горных пород, Кр = 1,5; Кш = 1…1,15 – коэффициент загрузки кузова с «шапкой»; Тр – продолжительность рейса автосамосвалаVн = Е · nк · Кн / Кр = 3 * 6 * 0,9 / 1,5 = 10,8 м3;nк = 6 ковшей,Тр = 60lг/vг + 60lп /vп + tр + tп + tм + tож + tпр = 60 * 1,2 / 20 + 60 * 1,2 / 30 + 1 + 3,2 + 3 + 1 = = 14,2 мин.,где lг - расстояние транспортирования груженного автосамосвала, lг = 1,2 км; lп  –  расстояние транспортирования порожнего автосамосвала, lп = 1,2 км; vг - средняя скорость движения груженого автосамосвала, vг = 20 км/ч; vп – средняя скорость движения порожнего автосамосвала, vп = 30 км/ч; tр – время разгрузки автосамосвала (принимается равным 1 мин); tп– время погрузки автосамосвала:Тп = 3,2 мин;tм, tож – время соответственно маневров и ожидания, tм + tож = 3 мин; tпр – время простоев в течение рейса tпр = 1 мин).Фактическая грузоподъемность автосамосвала:qн = nк* Е * Кн * / Кр = 6 * 3 * 0,9 * 2,45 / 1,5 = 26,5 тонн,где - плотность полезного ископаемого, = 2,45 т/ м3;Коэффициент использования грузоподъемности автосамосвалаКгр = qн /qа = 26,5 / 28 = 0,95 ≤ 1,05Необходимый рабочий парк автосамосвалов:Nр.а= Пк.см·kн /(Па·Тсм·Ки) = 1563 * 1,1 / (45,6 * 8 * 0,85) = 5,5 = 6 шт.Пк.см = Qгод / (Nр.д. * nсм) = 1 000 000 / (320 * 2) = 1563 м3/ смену,где Пк.см – среднегодовая сменная производительность карьера по транспортируемым породам; kн – коэффициент неравномерности перевозок, для автотранспорта kн= 1,1; Тсм – продолжительность смены, Тсм = 8 ч; Ки  –  коэффициент использования автосамосвалов во времени, при восьмичасовой рабочей смене Ки= 0,85.Инвентарный парк автосамосвалов с округлением до целого числа автомашин:Nи.а =Nр.а / Кт.г = 5,5 / 0,8 = 7 шт.,где Кт.г – коэффициент технической готовности (при работе автосамосвала в две смены – 0,8).Сменная производительность автосамосвала при транспортировке вскрышиДля транспортирования вскрыши используется автосамосвал Terex ТА300 с грузоподъемностью 28 тонн и емкостью кузова 13,8 м3.Техническая производительность автосамосвала:Па = 60 Vн / Тр = 60 * 13,5 / 18,2 = 44,5 м3/ час;Vн = Е · nк · Кн / Кр = 3 * 6 * 0,9 / 1,2 = 13,5 м3;nк = 6 ковшей,где Vн – объем (в плотном теле) горной массы в кузове автосамосвала; nк –  количество ковшей для загрузки автосамосвала; Vа – геометрический объем кузова, Vа = 13,8 м3; Кн -  коэффициент наполнения ковша, Кн = 0,9; Кр – коэффициент разрыхления горных пород, Кр = 1,2; Кш = 1…1,15 – коэффициент загрузки кузова с «шапкой»; Тр – продолжительность рейса автосамосвала:Тр = 60lг/vг + 60lп /vп + tр + tп + tм + tож + tпр == 60 * 2 / 20 + 60 * 2 / 30 + 1 + 3,2 + 3 + 1 = 18,2 мин.,где lг - расстояние транспортирования груженного автосамосвала, lг = 2 км; lп  –  расстояние транспортирования порожнего автосамосвала, lп = 2 км; vг - средняя скорость движения груженого автосамосвала, vг = 20 км/ч; vп – средняя скорость движения порожнего автосамосвала, vп = 30 км/ч; tр – время разгрузки автосамосвала (принимается равным 1 мин); tп– время погрузки автосамосвала:Тп = 3,2 мин;tм, tож – время соответственно маневров и ожидания, tм + tож = 3 мин; tпр – время простоев в течение рейса tпр = 1 мин).Фактическая грузоподъемность автосамосвала:qн = nк* Е * Кн * / Кр = 6 * 3 * 0,9 * 1,9 / 1,2 = 25,7 тонн,где - плотность полезного ископаемого, = 1,9 т/ м3;Коэффициент использования грузоподъемности автосамосвалаКгр = qн /qа = 25,7 / 28 = 0,92 ≤ 1,05Необходимый рабочий парк автосамосвалов:Nр.а= Пк.см·kн /(Па·Тсм·Ки) = 1973 * 1,1 / (44,5 * 8 * 0,85) = 7,2 = 8 шт.Пк.см = Qгод / (Nр.д. * nсм) = / (320 * 2) = 1973 м3/ смену,где Пк.см – среднегодовая сменная производительность карьера по транспортируемым породам; kн – коэффициент неравномерности перевозок, для автотранспорта kн= 1,1; Тсм – продолжительность смены, Тсм = 8 ч; Ки  –  коэффициент использования автосамосвалов во времени, при восьмичасовой рабочей смене Ки= 0,85.Инвентарный парк автосамосвалов с округлением до целого числа автомашин:Nи.а =Nр.а / Кт.г = 7,2 / 0,8 = 9 шт.,где Кт.г – коэффициент технической готовности (при работе автосамосвала в две смены – 0,8).Рабочий парк автосамосвалов в карьере (Nа):Nа = N р.а вск + N р.а пи = 8 + 6 = 14 шт. (+2 инвентарных автосамосвалов)3.4 ОтвалообразованиеВнешний отвал расположен со стороны восточного борта карьера на расстоянии 40 метров от верхнего контура карьера.Параметры внешнего отвала при горно-строительных работах.Объём отвала (Vг о.):Vг о = Vг вск · Kр ост ,где Vг вск – объём снятой вскрыши при горно-строительных работах, м3Kр ост – остаточный коэффициент разрыхленияVг о = 4837942 · 1,05 = 5079839 м3Высоту отвала принимаю (Hот) 15 метров. Длина отвала в плане 750 м, ширина 500 м. Общая площадь которую занимает отвал 375 000 м2.Заезды на ярусы отвала по 150 метров под уклоном 10%, угол откосов отвала 30 град.Ширину террас на отвале принимаю 5 метров.Конечные параметры внешнего отвала.Объём внешнего отвала (Vо вн ):Vо вн = Vгк вск · Kр ост ,где Vгк вск – объём снятой вскрыши при горно-капитальных работах, м3Kр ост – остаточный коэффициент разрыхленияV о вн = 9679503· 1,05 = 10163478 м3Чтоб вместить вскрышные породы в отвал на данной площади, принимаю решение отсыпать второй ярус.Находим объём второго яруса (V2 я):V2 я = Vо вн - Vг о = 10163478 - 509839 = 9653639 м3Конечная высота отвала 30 метров, отвал двухъярусный, с высотой каждого яруса по 15 метров. Параметры внутреннего отвала на конец отработкиОбщий объём отвалов (Vо об ):Vо об = Vвск · Kр ост ,где V вск – обьем вскрышных пород, м3Kр ост – остаточный коэффициент разрыхленияVо об = 14521065 · 1,05 = 15247118 м3Определяю объём внутреннего отвала (Vвн о):Vвн о = Vо об - Vо вн = 15247118 - 10163478 = 5083640 м3Внутренний отвал располагается в северо – восточной части карьера. Отвал двухъярусный, высота каждого яруса по 20 метров, что является максимальной для бульдозерного отвала рыхлой вскрыше. Высота отвала 40 метров. Угол откосов отвала 30 град. На первый ярус заезд длиной 80 метров под уклоном 10%, на второй ярус 120 метров под тем же уклоном. Заезды на отвал расположены на четвертом горизонте карьера.Сменная производительность бульдозера.Сменная производительность бульдозера в плотном теле (Пб, м3/см) при отвалообразовании вскрышных пород с перемещением определяется по формуле:Пб = 3600 ∙ Тсм∙Vб∙Ку∙Ко∙Кп∙КвКр∙Тц ,где Тсм – продолжительность рабочей смены, ч; Vб – объем грунта в разрыхленном состоянии, перемещаемый отвалом бульдозера, м3;Vб = L ∙h ∙a2,где L– длина отвала бульдозера, м; h – высота отвала бульдозера, м; а – ширина призмы перемещаемого грунта, м;a = htanφ ,где φ– угол естественного откоса грунта (φ = 30…40°); Ку – коэффициент, учитывающий уклон на участке работы бульдозера; Ко – коэффициент, учитывающий увеличение производительности бульдозера (Ко = 1 – обычный отвал, Ко = 1,15 – при работе с открылками, отвал ящичного типа) ; Кп = 1 – ι2·ε – коэффициент, учитывающий потери породы в процессе ее перемещения, ε = 0,004…0,008 – коэффициент, учитывающий связность пород (большее значение для рыхлых сухих пород); Кв – коэффициент использования бульдозера во времени; Кр – коэффициент разрыхления грунта;Тц – продолжительность одного цикла, с.Тц = l1v1+ l2v2+l1+l2v3+ tп+2tр,здесь ι1 – длина пути формирования призмы волочения, м; ν1 – скорость движения бульдозера при наборе грунта, м/с; ι 2 – расстояние транспортирования грунта, м; ν 2 – скорость движения бульдозера с грунтом, м/с; ν3 – скорость холостого (обратного) хода, м/с; tп – время переключения скоростей, с; tр – время одного разворота бульдозера, с.Тц = l1v1+ l2v2+l1+l2v3+ tп+2tр = 101+201,9+303,9+9+2*10≈ 60 сШирина призмы перемещаемого грунта:a = htanφ = 1,612tan30 = 2,8 мОбъем грунта в разрыхленном состоянии:Vб = L ∙h ∙a2 = 4,4 ⋅ 1,612 ⋅ 2,82 = 8,8 м3Сменная производительность бульдозера:Пб = 3600 ∙ Тсм∙Vб∙Ку∙Ко∙Кп∙КвКр∙Тц = 3600 ∙8 ∙8,8 ∙1 ∙1 ∙ 0,94 ∙ 0,8 1,2 ∙ 60 = 2650 м3/сменуЗАКЛЮЧЕНИЕВ курсовом проекте по теме «Выбор способа вскрытия, системы разработки и структуры комплексной механизации в условиях месторождения песчаников «Мартынов Курган» были решены все поставленные задачи. Произведен подсчет запасов полезного ископаемого, вскрыши. Подобран комплекс оборудования: экскаватор «VOLVO» EC480D типа «обратная лопата», бульдозер «Caterpillar D8R», автосамосвал « HYPERLINK "https://g-eurasia.ru/ta300" Terex ТА300» с грузоподъемностью 28 т, буровой станок «СБШ – 250». А также рассчитаны основные параметры технологических процессов для принятых технологических схем и оборудования.СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННОЙ ЛИТЕРАТУРЫ1. В. В. Ржевский «Открытые горные работы. Производственные процессы. Учебник. Издательство: "Ленанд" – 20102. В.В. Ржевский «Открытые горные работы: технология и комплексная механизация: учебник. Издательство: КД Либроком - 20103. Ю.В. Горлов «Расчёты производственных процессов на карьерах» 4. Открытые горные работы: справочник / Трубецкой К. Н., Потапов М. Г., Виницкий К. Е., и др.; - М.: Горное бюро, 2001. - 590 с. 5. Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности «Правила безопасности при ведении горных работ и переработки твердых полезных ископаемых», (Федеральная служба по экологическому, технологическому и атомному надзору приказ от 11 декабря 2013г. № 599).6. Горная графическая документация ГОСТ 2.850- 75- ГОСТ 2. 857-75. 7. Правила оформления текстовых документов. ГОСТ 7.32-2001. 8. Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности «Правила безопасности при взрывных работах», (Федеральная служба по экологическому, технологическому и атомному надзору приказ от 15 декабря 2013г. № 605).ПРИЛОЖЕНИЕПлан карьера в момент перехода на полную мощность Продольный и поперечные разрезы карьера