И грузоподъемности автосамосвалов 7 страница

для скважин первого ряда

, кг, (3.20)

для скважин последующих рядов

, кг, (3.21)

где q - удельный расход ВВ (табл. 3.15), кг/м³

Таблица 3.15. Удельный расход аммонита № 6 ЖВ при взрывании
вертикальных скважинных зарядов, кг/м³

Коэффициент крепости по шкале М.М. Протодъяконова	3-4	5-6	7-10	9-11	12-15	16-20
Граммонит 79/21	0,40-0,55	0,55-0,65	0,60-0,75	0,6-0,75	0,7-0,8	0,85

Примечания: 1. При использовании других типов ВВ его удельный расход умножают на величину К_вв. 2. Для зарядов в наклонных скважинах удельный расход ВВ принимается с коэффициентом 0,95.

Выбрать конструкцию заряда (рис. 2.7). В обводненных скважинах применяют сплошной колонковый заряд (рис. 2.7 а, в), в сухих - рассредоточенный воздушным промежутком (рис. 2.7 б, г).

Найти длину заряда

l_вв = L_с - l_з - l_пр, м (3.22)

где l_вв - длина заряда ВВ, м; l_з - длина забойки, м;

l_з = (20 – 35)d_с , м (3.23)

l_пр - длина промежутка (при сплошном заряде l_пр=0), м,

l_пр = (8 – 12)d_с, м. (3.24)

В трудновзрываемых породах длина воздушного промежутка уменьшается, в легковзрываемых – увеличивается.

Вычертить в масштабе принятую конструкцию скважинного заряда.

Определить массу заряда по условиям вместимости в скважину

Q_вв = 7,85 × d²_с × D × l_вв, кг (3.25)

где d_с - диаметр скважины, дм.

Должно выполняться условие

≤ Q_вв и ≤ Q_вв (3.26)

Если условие (3.26) не выполняется, то корректируют массу заряда, уменьшая параметры сетки скважин. В крайнем случае, принимают более мощное ВВ или в первом ряду используют парносближенные скважины (рис. 2.8, г), в одну из них размещают заряд ВВ, массу заряда во второй парносближенной скважине можно найти по формуле

Q’_з = W’× h × q × (a’ - a), кг, (3.27)

где W’ - ЛСПП при парносближенных скважинах (рис. 2.8, г), м; а’ - расстояние между смежными парами скважин (рис. 2.8, г), м.

При рассредоточенном заряде в нижнюю часть его помещают (60 – 70)% ВВ.

В масштабе начертить в плане схему расположения скважин на уступе и нанести необходимые размеры (рисунок 3.2)

Рисунок 3.2. Схема расположения скважин на уступе

Вычислить объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой

V_бл = Q_см.п × n_см × n_д, м³ (3.28)

где Q_см.п - сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м₃; n_см - число рабочих смен экскаватора за сутки, ед; n_д - норматив обеспеченности экскаватора взорванной горной массой, сут.

Величину n_д для южных районов принимают равной 30 сут., в средней климатической зоне - 10-15 сут., в северной - 7-10 сут.

Определить длину блока

м (3.29)

где n_р - число взрываемых рядов скважин (табл.24), ед.

Найти число скважин, взрываемых в одном ряду,

, ед. (3.30)

Расчётную величину n_скв округляют до ближайшего целого значения и по формуле (3.29)-(3.30) корректируют объём взрываемого блока.

Вычислить общий расход ВВ на блок

, кг (3.31)

Рассчитать выход горной массы с 1 м скважины,

, м³ (3.32)

Найти интервал замедления

t = 1,25 × К_з × W, мс (3.33)

где К_з-коэффициент, зависящий от взрываемости пород (табл. 3.13).

По расчетной величине t подобрать ближайшее стандартное пиротехническое реле РП-8 из ряда 10, 20, 35, 50, 75, 100 мс.

Выбрать (табл. 2.2, рис. 2.9) схему коммутации скважинных зарядов и вычертить её в масштабе с расстановкой РП-8 (рис. 3.3)

Рассчитать ширину развала взорванной горной массы

В = (1,5 – 2.5)×h+b×(n_р – 1), м (3.34)

Определить высоту развала

h_р = (1,0 – 1,2)×h, м (3.35)

Найти инвентарный парк буровых станков

, ед. (3.36)

где А_г.м - годовая производительность по горной массе, т; П_б.г - годовая производительность бурового станка, м.

Рисунок 3.3. Схема монтажа взрывной сети

 

 

Контрольные вопросы и задания

1. От чего зависит выбор типа ВВ?

2. Какие ВВ применяются в обводненных скважинах?

3. Объясните зависимость величины ЛСПП от различных факторов.

4. Как определить ЛСПП с учетом требований безопасного ведения буровых работ у бровки уступа?

5. Каким образом можно обеспечить соответствие расчетной ЛСПП требованиям безопасного ведения буровых работ у бровки уступа?

 

6. Чем характеризуются парносближенные скважины, и когда их применяют?

7. В каких случаях применяют сплошной колонковый заряд, а в каких - рассредоточенный воздушным промежутком?

8. Выпишите все формулы для определения величины скважинного заряда.

9. Перечислите факторы, влияющие на выход горной массы.

10. Из каких соображений выбирают схему соединения (коммутации) зарядов?

11. Как определяется размер взрываемого блока?

12. От чего зависит ширина и высота развала взорванной горной массы?

 

 

Практическая работа 4

 

опРЕДЕЛЕНИЕ РАЗМЕРОВ ЗАБОЯ, ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ И ПАРКА ЭКСКАВАТОРОВ

 

Цель работы. Получение навыков в определении производительности и парка выемочно-погрузочного оборудования для заданных горнотехнических условий разработки.

 

Порядок выполнения работы

 

Определить ширину экскаваторной заходки при погрузке горной массы в средства транспорта

А = (1,5 – 1,7)×R_ч.у, м, (3.37)

где R_ч.у – максимальный радиус черпания на уровне стояния принятого в практической работе №1 экскаватора (см. прил. 1).

Количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы

, ед., (3.38)

где В – ширина развала взорванной горной массы, м.

Расчётное значение n_п округлить до ближайшего целого и откорректировать ширину экскаваторной заходки.

Сменную эксплуатационную производительность принятого в практической работе №1 экскаватора при разработке хорошо взорванных скальных пород вычисляют, принимая продолжительность цикла (t_ц) по табл. 3.16 для угла поворота под погрузку 135⁰

, м³/см, (3.39)

где Е – вместимость экскаваторного ковша (см. прил. 1); Т_см – продолжительность смены, ч; К_з – коэффициент влияния параметров забоя, К_з = 0,7-0,9; К_н – коэффициент наполнения ковша, К_н = 0,6-0,75; К_р – коэффициент разрыхления породы в ковше, К_р = 1,4-1,5; К_пот – коэффициент потерь экскавируемой породы (табл. 3.17); К_у – коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя, квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики (табл. 3.17); К_и – коэффициент использования экскаватора в течение смены, учитывающий организационные и технологические перерывы (табл. 3.17).

Таблица 3.16. Продолжительность цикла мехлопат при погрузке
хорошо взорванных скальных пород, с.

Экскаваторы	Угол поворота под разгрузку, град.
ЭКТ-3,2	22,8	24,9
ЭКГ-5	22,8	24,9
ЭКГ-8И	25,6	28,6	31,8
ЭКГ-12,5	30,1	33,1	36,1
ЭКГ-20	28,1	31,1	34,2

 

Таблица 3.17. Расчетные коэффициенты для определения

эксплуатационной производительности

Наименование	Показатели
Коэффициент потерь породы	0,98-0,99
Коэффициент управления	0,92-0,98
Коэффициент использования при погрузке: - в железнодорожные вагоны с тупиковой подачей составов - в железнодорожные вагоны со сквозной подачей составов - в автосамосвалы с тупиковым разворотом - в автосамосвалы с кольцевым разворотом - на конвейер	0,55-0,65 0,70-0,75 0,60-0,65 0,70-0,75 0,75-0,80

 

Теперь расчетную производительность экскаватора сравнивают с нормативной (табл. 3.18). Если разница превышает 10%, для дальнейших расчётов следует принять нормативное значение эксплуатационной производительности мехлопат.

Годовая эксплуатационная производительность экскаватора, м³/год

Q_э.г = Q_э.см×N_см.э, (3.40)

где N_см.э – количество рабочих смен экскаватора в течение года для принятого режима работ карьера (табл. 3.19).

Найти инвентарный парк экскаваторов

, ед., (3.41)

где А_г.м – годовая производительность карьера по горной массе, т;
γ – плотность пород, т/м³.

Таблица 3.18. Производительность мехлопат за 8-часовую смену, м³

Экскаватор	Емкость ковша, м3	Группа пород
рыхлые	глинистые	плотные глинистые	полускальные	скальные
нормальные	вязкие	нормальные	вязкие
С погрузкой в средства железнодорожного транспорта
ЭКГ-5	5,0
	6,3
ЭКГ-8И, 10	6,3	-	-	-	-	-
	8,0
ЭКГ-12,5	10,0	-	-	-	-	-
	12,5
	16,0						-	-
С погрузкой в средства автомобильного транспорта
ЭКГ-5	5,0
	6,3
ЭКГ-8И, 10	6,3	-	-	-	-	-
	8,0
	10,0						-	-
ЭКГ-12,5	10,0	-	-	-	-	-
	12,5
	16,0						-	-
ЭКГ-20

Контрольные вопросы и задания

 

1. Назовите типы одноковшовых экскаваторов.

2. Назовите рабочие параметры мехлопат.

3. Охарактеризуйте виды забоев и заходок экскаваторов.

4. Сформулируйте принципы расчета параметров забоя одноковшовых экскаваторов.

5. Какие рабочие параметры экскаватора мехлопата предопределяют ширину экскаваторной заходки?

6. Перечислите факторы, влияющие на сменную эксплуатационную производительность экскаваторов.

7. Как влияет угол поворота экскаватора под погрузку на продолжительность экскаваторного цикла?

8. Каким образом повлияет ухудшение качества взорванной горной массы (увеличение среднего размера куска взорванной породы, плохая проработка подошвы уступа) на эксплуатационную производительность экскаватора?

9. От чего зависит количество рабочих смен экскаватора в течение года?

 

Практическая работа 5

ЭКСПЛУАТАЦИОННЫЙ РАСЧЕТ КОЛЕСНОГО ТРАНСПОРТА

 

Цель работы. Ознакомление с методикой расчета производительности и парка подвижного состава колесного транспорта.

 

Порядок выполнения работы

 

Для выбранной модели подвижного состава (см. практическую работу №1) установить грузоподъёмность и вместимость кузова (см. прил. 2, 3 или 4).

Вначале следует определить общую продолжительность транспортного цикла (оборота)

Т_об = t_п + t_гр + t_р + t_пор + t_ож, ч, (3.42)

где t_п – время погрузки, ч; t_гр – время движения с грузом, ч; t_р – время разгрузки состава (автосамосвала), ч; t_пор – время движения порожняка, ч; t_ож – время задержек в пути, ожидания погрузки и разгрузки (табл. 3.20 и 3.21), ч.

Время погрузки вычисляется, исходя из фактической грузоподъемности q_ф, т (вместимости кузова V_ф, м³) локомотивосостава или автосамосвала:

, ч, (3.43)

или

, ч, (3.44)

где n_в – количество вагонов в составе (при автотранспорте n_в=1),

n_в = Q_п/ q_ф, ед. (3.45)

где Q_п – полезная масса поезда, т.

Таблица 3.19. Число рабочих смен экскаватора

Емкость стандартного ковша экскаватора, м3

Непрерывная рабочая неделя

Шестидневная рабочая неделя при работе

Пятидневная рабочая неделя

в три смены

в две смены

в три смены

в две смены

северные

средние

южные

северные

средние

южные

северные

средние

южные

северные

средние

южные

8–10

-

-

-

12,5–20

-

-

-

 

Таблица 3.20. Время задержек на рейс локомотивосостава,
(по «Гипроруде»), мин

Расстояние перевозки, км	Вид груза
руда	порода
До 5
5,1–7,0
7,1–9,0
Более 9

Полезная масса поезда

, т, (3.46)

где Р_сц – сцепная масса локомотива (см. прил. 8); ψ_сц – коэффициент сцепления ведущих колёс локомотива с рельсами (ψ_сц = 0,22-0,26 при движении, ψ_сц = 0,28-0,34 при трогании с места); ω^'_о – удельное сопротивление движению локомотива, кгс/т, ω^'_о= 4–5; ω"_о – удельное сопротивление движению вагонов, кгс/т, ω"_о= 3,5–4; i_р – руководящий продольный уклон ж.д. пути (i_р =0,04), д.е., К _т - коэффициент тары вагона (см. прил. 3); q – ускорение свободного падения, м/с; К_н.в – коэффициент наполнения кузова,
К_н.в = 1,15; К_р.в – коэффициент разрыхления породы в кузове К_р.в =1,1; Q_э – эксплуатационная производительность экскаватора, м³/ч.

 

 

Таблица 3.21. Время задержек и маневров на рейс (по «Гипроруде»), мин

Наименование операций	Автосамосвал	Автопоезд
Развороты, маневры и ожидание на пунктах погрузки и выгрузки: при тупиковой схеме проездов при сквозной и петлевой схеме проездов
Задержки в пути на пересечениях и прочие непредвиденные задержки при расстоянии транспортирования: до 2-х км более 2-х км

При погрузки одноковшовыми экскаваторами q_ф и V_ф устанавливается по числу ковшей, загружаемых в кузов

, ед. (3.47)

или

, ед., (3.48)

здесь q и V – паспортные грузоподъемность (т) и вместимость вагона, м³.

Округлив расчетные значения n_к до целого, установить q_ф и V_ф:

, (3.49)

. (3.50)

Расчеты по формулам (3.43) и (3.47) ведут, если γ > q/V. В противном случае используют выражения (3.44) и (3.48).

Время движения подвижного состава для укрупненных расчетов можно вести по формуле

t_дв. = t_гр + t_пор = 2·L_тр/υ_ср, ч, (3.51)

здесь L_тр – расстояние транспортировки (табл. 3.1), км; υ_ср – средняя скорость движения в обоих направлениях (табл. 3.22 и табл. 3.23), км/ч.

 

Таблица 3.22. Скорость движения поезда (по «Гипроруде»), км/ч

Состояние железнодорожного пути	Скорость
Передвижные в карьерах и на плужных отвалах
Передвижные на экскаваторных отвалах
Стационарные пути на поверхности, локомотив-тепловоз
Стационарные пути на поверхности, локомотив-электровоз

Время разгрузки

t_р = n_в·t_р^', ч, (3.52)

где t_р^' – время разгрузки одного вагона (автосамосвала), ч.

Время разгрузки одного вагона грузоподъемностью до 85т составляет 0,033ч, грузоподъемностью свыше 85т – 0,042ч, время разгрузки автосамосвалов всех марок – 0,017ч, автопоездов – 0,025ч.

Сменная производительность подвижного состава

, т/см, (3.53)

где Т_см – продолжительность смены, ч; К_и – коэффициент использования сменного времени подвижным составом, К_и = 0,9.

Таблица 3.23. Скорость движения автосамосвалов и автопоездов (км/ч)

Тип дорог и покрытия	с механической трансмиссией	с электрической трансмиссией
Грузоподъемность, т	До 20	27–45	75–120
Усовершенствованные капитальные (бетонные, цементобетонные, асфальтобетонные)
Усовершенствованные облегченные (черный щебень на прочном основании)
Переходные (щебеночные, гравийные, грунтощебеночные укатанные с поверхностной обработкой)
Проезды в забоях и на отвалах (грунтощебеночные, грунтовые с выравнивающим щебеночным слоем)

Принимая организацию движения по открытому циклу, определяют инвентарный парк локомотивов и вагонов:

, ед., (3.54)

N_и.в = N_и.л·n_в·К_и.в, ед., (3.55)

где N_р – число рабочих дней карьера в течение года, ед; n_см – количество рабочих смен в течение суток, ед.; К_и.л и К_и.в – коэффициенты резерва локомотивов и вагонов (табл. 3.24)

Теперь необходимо обосновать целесообразность применения открытого или закрытого цикла движения автосамосвалов и рассчитать рабочий парк автосамосвалов. При организации движения по открытому циклу использовать формулу (3.54), исключив коэффициент резерва и принимая две рабочие смены в сутки.

Таблица 3.24. Резерв подвижного состава (по «Гипроруде»)

Локомотивы	Вагоны
Рабочий парк, ед.	Коэффициент резерва	Рабочий парк, ед.	Коэффициент резерва
До 10	1,15	До 60	1,10
11–20	1,14	61–100	1,09
21–40	1,13	101–200	1,08
41–80	1,11	201–1000	1,07
Более 80	1,10	Более 1000	1,06

При закрытом цикле рабочий парк автосамосвалов, обслуживающих один экскаватор, равен

N_р.а = Q_э.см×γ/ Q_т, ед. (3.56)

Суточный пробег автосамосвала

, км (3.57)

Теперь следует найти коэффициент технической готовности G (табл. 3.25) и вычислить инвентарный парк автосамосвалов.

При открытом цикле обслуживания

 

N_и.а=N_р.а/G (3.58)

При закрытом цикле обслуживания

N_и.а=N_э.п^.N_р.а/G (3.59)

где N_и.а – инвентарный парк автосамосвалов, ед;N_э.и – инвентарный парк экскаваторов, ед.

Таблица 3.25. Коэффициенты технической готовности автосамосвалов

Грузоподъемность, т	Суточный пробег, км
12–18	0,95	0,90	0,87	0,83	0,80
27–45	0,94	0,88	0,84	0,80	0,76
65–75	0,93	0,86	0,81	0,76	0,72
110–180	0,92	0,86	0,81	0,76	0,72

 

Контрольные вопросы и задания

 

1. Перечислите особенности работы карьерного транспорта.

2. Назовите виды карьерного транспорта и охарактеризуйте область их применения.

3. Поясните, в каком случае эксплуатационный расчет колесного транспорта ведут по грузоподъемности транспортного средства, а в каком – по вместимости его кузова.

4. Поясните, как найти продолжительность транспортного цикла (времени оборота) подвижного состава.

5. От чего зависит полезная масса поезда?

6. Перечислите факторы, влияющие на сменную производительность подвижного состава.

7. Охарактеризуйте способы организации движения колесного транспорта. Назовите преимущества и недостатки открытого и закрытого циклов.

8. Назовите, в чем особенность расчета парка подвижного состава при открытом и закрытом циклах организации движения транспорта.

 

 

Практическая работа 6

ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПАРАМЕТОВ ОТВАЛЬНЫХ РАБОТ

 

Цель работы. Расчет основных параметров и показателей отвальных работ.

 

Порядок выполнения работы

 

В соответствии с выбранным видом транспорта необходимо принять экскаваторный или бульдозерный способ отвалообразования.

При использовании железнодорожного транспорта в основном применяется отвалообразование механическими лопатами. Для данного способа высоту отвала можно выбрать по табл. 4.26.

Затем нужно произвести следующие вычисления.

Определить количество составов, подаваемых на отвальный тупик за смену

N_с = f·Т_см·η_п/(t_р + t_о), ед., (3.60)

где f – коэффициент неравномерности работы транспорта (0,85-0,95);
η_п – коэффициент, учитывающий время на профилирование отвала,
(0,6-0,8); t_р и t_о – соответственно, время разгрузки и обмена состава, ч.

Вычислить сменную приёмную способность отвального тупика

W_с = N_с·n_в·V_ф, м³ (3.61)

Рассчитать приемную емкость отвального тупика

W_е = с·h_o·L_от/К_ро, м³ (3.62)

где с – шаг переукладки пути, м; h_o – высота отвального уступа, м;
L_от – длина отвального тупика (1,5–2,0 км); К_ро – коэффициент остаточного разрыхления пород в отвале (1,06–1,15).

Таблица 3.26. Высота отвалов в зависимости от характера пород и способа
отвалообразования

Средства механизации отвальных работ	Породы	Высота отвала, м
Одноковшовые экскаваторы: Мехлопаты	Песчаные Глинистые Скальные	25–30 15–20 30–45
Драглайны	Мягкие	20–30
Крепкие	30–45
Многочерпаковые экскаваторы (абзетцеры)	Песчаные	40–70
Супесчаные	30–45
Глинистые	20–30
Бульдозеры	Мягкие, рыхлые	До 60
Мягкие	10–15
Смешанные	15–20
Крепкие	20–30
Отвальные плуги	Песчаные и скальные	20–25
Супесчаные	12–15
Глинистые	7–10