Презентация, доклад Технология разработки камня

залежи в плане (ширина (м) х длина (м)).
Дальность транспортирования полезного ископаемого, м.
Дальность транспортирования вскрышных пород, м.
Предел прочности на сжатие разрабатываемого полезного ископаемого (σсж), МПа.
Требуемый годовой объём добычи блоков (Qгод.бл), м3/год.
Плотность полезного ископаемого в целике (γ), т/м3.
Мощность вскрышных пород (Нвск), м.
Коэффициент разрыхления вскрышной породы (Кр).
Угол откоса вскрышного уступа (αо), градусы.
Число рабочих смен в году (nсм.год).
Продолжительность рабочей смены (Тсм).

расчёта
Расчёт главных параметров карьера.
1.1. Годовой объём добычных работ, м3/год:

где Qгод.бл – годовой объём добычи, м3/год; Квых – коэффициент выхода блоков из горной массы, Квых = 0,4.
1.2. Скорость подвигания фронта работ, м/год:

где Sи – площадь добычного фронта работ, м2.

плане, м.
1.3. Годовой объём вскрышных работ, м3/год:
Qгод.вск = Lф · Vф · Нвск ,
где Lф – длина фронта горных работ на вскрыше, м; Lф = Ш.
1.4. Годовой объём горной массы, м3/год:
Qгод = Qгод.доб + Qгод.вск
1.5. Конечная глубина карьера, м:
Нк = Нвск + Ндоб
1.6. По заданному пределу прочности полезного ископаемого на сжатие и типу залежи подбирается подходящая камнерезная машина.
1.7. Количество добычных уступов на карьере, шт.:

камнерезной машины).
1.8. Длина фронта горных работ при конечной глубине карьера, м:
Lф.к = Lф – 2 · а · nу.д – 2 · Нвск · tg αо
Lф – длина фронта горных работ по верху (длина фронта горных работ на вскрыше), м; а – ширина бермы безопасности, м (а = 1 м); αо – угол откоса вскрышного уступа, градусы.
1.9. Ширина рабочей площадки на добыче, м:
В = акм + bmin ,
где акм – ширина камнерезной машины, м; bmin – минимально допустимое расстояние между камнерезными машинами, м (bmin = 1 м).
1.10. Угол откоса нерабочего борта карьера, градусы:

на вскрыше, м:
Шр.п.в = А + О + Т + b,
где А – ширина заходки, м (определяется конструктивными параметрами камнерезной машины); О – ширина штабеля, формируемого бульдозером, м (принимаем равной высоте вскрыши); Т – ширина транспортной полосы для погрузчика, м; b – величина опережения вскрышных работ, м (b = 3 м).
1.12. Угол откоса рабочего борта карьера, градусы:

2. Расчёт производительности вскрышного и добычного оборудования.
2.1. Часовая производительность камнерезной (Qч) машины, м3/ч (определяется по табл. 1 в зависимости от выбранной камнерезной машины):

рабочей подачи, м/мин;
L – длина фронта работ на уступе, м.

Рекомендуемые скорости рабочих подач νр (м/мин) для некоторых камнерезных машин в зависимости от прочности камня

машину определяется по табл. 3:

Табл. 3. Длина фронта работ на уступе L (м) на одну камнерезную машину

камнерезных машин (Кр = 1,2); nсм.год – число рабочих смен в году; Тсм – продолжительность рабочей смены, ч; Ки – коэффициент использования камнерезных машин (Ки = 0,8).
2.3. Число одновременно отрабатываемых уступов камнерезными машинами:

где Кз – коэффициент запасных уступов (Кз = 1,2).

погрузку и транспортировку продукции и штыба будет использоваться кабельный кран.
Требуемая грузоподъёмность кабельного крана, т:
Gкр = К · Vр · γ ,
где К – коэффициент, учитывающий неравенство в массе поднимаемых и транспортируемых из карьера блоков (К = 1,2); Vр – рациональный объём блоков, добываемых в карьере, м3 (Vр = 1,25 м3); γ - плотность полезного ископаемого в целике, т/м3.
2.5. Сменная эксплуатационная производительность кабельного крана, т/смену:

где Кq – коэффициент загруженности крана (Кq =0,9); Кв – коэффициент использования во времени кабельного крана (Кв = 0,7); Lз – расстояние от линии забоя до линии разгрузки (дальность транспортирования полезного ископаемого), м;

(h1 = 10 м; h2 = высота залежи полезного ископаемого + высота залегания вскрышных пород); Vп – скорость подъёма и опускания груза, Vп =15-45 м/мин; Vт – транспортная скорость крановой тележки, Vт = 60-150 м/мин.
2.6. Потребное количество кранов, шт:

2.7. Ввиду заданной сильной трещиноватости вскрышных пород на подготовке горной массы для всех вариантов можно применить бульдозер-рыхлитель, а на погрузке и транспортировке вскрыши – колёсный погрузчик. Для упрощения расчётов конкретную марку бульдозера-рыхлителя и погрузчика можно выбрать без обоснования.

рыхлении, м3/ч; Рбульд – производительность агрегата при бульдозерировании, м3/ч.

где С – расстояние между смежными проходами рыхлителя, м;

где hз – величина заглубления зуба рыхлителя, м (выбирается по табл. 4);
bс – ширина наконечника зуба рыхлителя, м (выбирается по табл. 4).

рабочее движение рыхлителя, Vср =1,1 м/с; τ = 20 с – суммарное время на переезд рыхлителя на следующую борозду; l – длина параллельного хода, м.

где Vп.в – объём призмы волочения, м3.

5); l – длина отвала бульдозера, м (выбирается по табл. 5).

Табл. 5. Техническая характеристика отвалов и скоростей движения трактора

на котором происходит набор и перемещение породы, м (принимаем Lнаб = 5 м; Lпер = Нвск + О); Vнаб, Vгр, Vоб – скорости движения трактора при наборе породы, с грузом и в обратном направлении, км/ч (определяются по табл. 5); tпс – общее время на переключение скоростей, с (tпс = 15 с).
2.9. Необходимое количество тракторов:

Ек – вместимость ковша погрузчика, м3; Кн.к – коэффициент наполнения ковша погрузчика (принимается равным 0,8); Кр – коэффициент разрыхления пород вскрыши (выбирается по исходным данным).
Время цикла погрузчика, с:
Тц.п = tн.к + tпер + tраз + tвоз + tп.с ,
где tн.к – время наполнения ковша, с (принимаем равным 10 с); tпер – время перемещения груза, с; tраз – время разгрузки ковша, с (принимаем равным 8 с); tвоз – время возврата в забой, с; tп.с – суммарное время переключения скоростей, с (принимаем равным 15 с).

м (по варианту задания); Vп.г – скорость перемещения груза, км/ч (принимаем равной 10 км/ч).
Время возврата в забой, с:

где Vо.х – скорость обратного хода погрузчика с порожним ковшом, км/ч (принимаем равной 25 км/ч).
2.11. Эксплуатационная сменная производительность погрузчика, м3/см:
Qпогр.э.см = Qпогр ∙ Ки ∙ Тсм ,
где Ки - коэффициент использования погрузчиков (Ки = 0,8); Тсм – продолжительность рабочей смены, ч.