Определение объема капитальной траншеи

ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОБЪЕМА КАПИТАЛЬНОЙ ТРАНШЕИ

  Цель работы - изучить методику определения объема капитальной траншеи.

1.1. Задачи работы

2.1.1. Ознакомиться с методикой определения объема капитальных траншей.

2.1.2. Выполнить расчет объема капитальной траншеи по исходным дан­ным.

2.1.3. Исследовать зависимость объема капитальной траншеи от опреде­ляющих факторов.

2.1.4. Выполнить графическое изображение плана и элементов капитальной траншеи.

  Исходные данные:

Глубина траншеи, h_т = 16м;

Ширина основания траншеи, b_т = 50м;

Уклон наклонной траншеи, I = 0,06

Угол откоса борта карьера, α = 65^о

1.2. Порядок выполнения работы

2.2.1. По учебнику ознакомиться с конструкцией капиталь­ных траншей и методикой определения их объема.

2.2.2. Ознакомиться с исходными данными. По данным заданно­го варианта выполнить расчет объема капитальной траншеи.

Объем простой капитальной траншеи можно представить как сумму объе­ма полупризмы V и объемов двух пирамид.

                          V_т = V₁ +2V₂,                                                      (2.1)

где V_т - объем капитальной траншеи, м³;

V₁ - объем полупризмы, м³;

V₂ - объем пирамиды, м.

Объем полупризмы (V_1,м) определяется:

Где b_т - ширина основания траншеи, м;

 h_т - глубина траншеи, м;

i - уклон капитальной траншеи, ед.

Объем пирамиды (V_2,м) определяется

где  – угол откоса борта траншеи, град.

После преобразования формулы (2.1) объем траншеи

 

Зависимость

 

Расчет производительности бурового станка

 

Цель работы: изучить методику определения производительности буровых станков типа СБШ.

 

Задачи работы

5.1.1. Ознакомиться с технологией бурения взрывных скважин станками шарошечного бурения.

5.1.2. Выполнить расчет технической скорости бурения и производительности бурового станка.

5.1.3. Исследовать зависимость технической скорости бурения от показателя буримости горных пород.

 

Исходные данные:

Диаметр долота –

Прочность породы при сжатии –  МПа

Прочность породы при растяжение –  МПа

Плотность горных пород –  т/м3

Продолжительность смены –  ч

Затраты времени на вспомогательные операции в течение смены –

ч

Затраты времени на подготовительно- заключительные операции и на ремонты в течение смены –  ч

 

5.2. Порядок выполнения работы

5.2.1. По учебнику ознакомиться с технологией, условиями и областью применения шарочного бурения взрывных скважин на карьерах.

5.2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет объема технической скорости бурения и сменной производительности бурового станка типа СБШ.

Техническая скорость бурения скважин станками СБШ определяется по формуле:

Где  - осевое усилие, кН;

 - частота вращения бурового става, мин-1;

 – показатель буримости пород;

 - диаметр долота, см.

 

Сменная производительность бурового станка рассчитывается по формуле:

Где  - продолжительность смены, ч;

 – затраты времени на подготовительно-заключительные операции в течении смены, ч;

 – затраты времени на ремонты в течение смены, ч;

 – затраты времени на вспомогательные операции в течение смены, ч;

 – техническая скорость бурения, м/ч.

  Расчет выполняется в следующей последовательности:

5.2.2.1. По заданным величинам  определяется показатель буримости горных пород

где  – предел прочности породы на сжатие, МПа;

предел прочности породы на растяжение, МПа;

плотность горных пород, т\м3.

 

По показателю буримости () определяется класс горных пород:

III класс – Труднобуримые породы ()

5.2.2.2. В зависимости от показателя буримости () и заданного диаметра долота  по графику зависимости оптимальной скорости вращения бурового става станков СБШ от  и , определяется частота вращения буримости става:

5.2.2.3. Оптимальное осевое усилие(Р₀, кН) определяется по формуле:

 

где – диаметр долота, см;

 – коэффициент, зависящий от показателя буримости ()

5.2.2.4. Рассчитывается техническая скорость бурения

5.2.2.5. по заданным величинам  и полученному значению  рассчитывается сменная производительность станка

5.2.2.6. определяется суточная производительность станка

где – кол-во рабочих смен станка в сутки ().

5.2.2.7. определяется годовая производительность станка

 =54675 м.

где – число рабочих дней в году, для станков СБШ  дней.

5.2.2.8. Рассчитывается парк буровых станков.

Списочный парк станков

где – годовой объём обуриваемой горной массы, м³ (принимается  по результатам лаб. раб №3);

 – выход взорванной горной массы с 1 п.м скважины, м³/м(принимается по результатам лаб. раб. №4)

Рабочий парк буровых станков

где – коэффициент резерва буровых станков.

где  – число рабочих дней карьера в году ().

 

Зависимость

 

 

Задачи работы

6.1.1. Ознакомиться с распределением времени, производительностью и технико-экономическими показателями одноковшовых экскаваторов.

6.1.2. Выполнить расчет технической, сменной и годовой производительности экскаватора типа ЭКГ в скальных породах.

6.1.3. Исследовать зависимость технической производительности экскаватора от угла поворота.

 

Исходные данные:

Модель экскаватора ЭКГ 6,3УС;

Категория пород (по ЕНВ), I I I;

Угол поворота экскаватора β=100 град.;

Продолжительность смены Т_см=12 ч.;

Число рабочих дней в году n_г=30 дней;

Вид транспорта ж/д;

Коэффициент использования экскаватора в течении смены k_и=0,63.

 

Порядок выполнения работы

6.2.1. По учебнику ознакомиться с распределением времени, принципами расчета производительности и технико-экономическими показателями работы одноковшовых экскаваторов.

6.2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет технической, сменной и годовой производительности одноковшового экскаватора типа ЭКГ в скальных породах.

 

Расчет выполняется в следующей последовательности:

6.2.2.1. Техническая производительность экскаватора (А_т, м³/ч)

,

где Е=6,3м³, вместимость ковша экскаватора, м³;

  Т_ц – продолжительность цикла экскавации, с;

  K_э – коэффициент экскавации пород.

,

где k_н=0,95 коэффициент наполнения ковша;

  k_р=1,35 коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора.

Продолжительность цикла экскавации (Т_ц, с)

,

где Т_р=3 с, длительность разгрузки ковша, с;

  Т_ч – длительность черпания, с;

,

где d_ср – размер «среднего» куска в развале взорванной горной массы, м;

,

,

.

где Т_пов – длительность поворота экскаватора для разгрузки ковша, с;

,

где β – средний угол поворота экскаватора для разгрузки ковша, град.;

,

,

6.2.2.2. Сменная производительность экскаватора (А_см, м³/смену)

,

где Т_см – продолжительность смены, ч.;

k_и - коэффициент использования экскаватора в течении смены.

6.2.2.3. Суточная производительность экскаватора (А_с, м³/смену)

,

где n_см=2, число рабочих смен в сутках;

6.2.2.4. Годовая производительность экскаватора (А_г, м³/год)

,

где n_г=250 дней, число рабочих дней в году;

.

 6.2.2.5. Определяется списочный парк экскаваторов (N_эс, шт.)

,

где П_г.м.=15 820 000 м³/год, производительность карьера по горной массе, м³/год;

Рабочий парк экскаваторов (N_эр, шт.)

,

где k_рез – коэффициент резерва экскаваторов

,

где Т_г=350 дней, число рабочих дней в году;

Зависимость  от

Задачи работы

7.1.1. Ознакомиться с техническими характеристиками и областью применения карьерных автосамосвалов на перевозках горной массы.

7.1.2. Выполнить расчет сменной производительности карьерного автосамосвала.

7.1.3 Исследовать зависимость сменной производительности карьерного автосамосвала от заданных параметров трассы.

 

Исходные данные:

Категория пород (по ЕНВ), IV

Параметры трассы, L = 3,8 км

Высоты породы горной массы Нп = 20 м

Исследовать зависимость

Порядок выполнения работы

7.2.1. По учебнику ознакомиться с техническими характеристиками и областью применения карьерных автосамосвалов на перевозках горной массы.

7.2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет сменной производительности автосамосвала.

 

Расчет выполняется в следующей последовательности:

7.2.2.1 По заданной модели экскаватора подбирается модель автосамосвала. Подбор осуществляется из условия обеспечения рационального соотношения (µ) между вместимостью кузова автосамосвала и ковша экскаватора

где - геометрическая вместимость кузова автосамосвала, м³;

= 6.3 м³ - вместимость ковша экскаватора, м³.

 

7.2.2.2. Производится расчет времени погрузки автосамосвала (tп, мин) и веса груза (q, т)

,

где =60с, продолжительность цикла экскавации, с;

 - количество циклов экскавации при загрузке автосамосвала.

Для определения  рассчитывается количество циклов экскавации для полной загрузки автосамосвала (nц):

- исходя из грузоподъемности автосамосвала:

,

где =110 т, грузоподъемность автосамосвала, т;

   k_р=1,5, коэфицент разрыхления пород в ковше экскаватора;

   k_н=0,9 

   = 2,5 т/м³, плотность пород в целике.

Исходя из вместимости кузова автосамосвала с «шапкой», м³.

,

где =91 м³, вместимость кузова автосамосвала с «шапкой».

При сравнении полученных значений n_ц выбирается меньшее (n_{ц min}).

 

 

Вес груза рассчитывается (q, т)

 

 

Осуществляется проверка:

7.2.2.3. Производится расчет времени движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях (t_д, мин)

,

где L – расстояние транспортирования горной массы, км;

  ν_ср.т=24 км/ч, средняя техническая скорость движения автосамосвала по трассе, км/ч.

7.2.2.4. Продолжительность транспортного цикла (Т^а_ц, мин)

,

где t_о=0,5t_п, продолжительность ожидания погрузки, мин;

  t_п - продолжительность погрузки автосамосвала, мин;

t_д - продолжительность движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях, мин;

t_м.п. - продолжительность маневровой операции при установке на погрузку, мин;

t_м.р. - продолжительность маневровой операции при установке на разгрузку, мин;

t_р - продолжительность разгрузки.

7.2.2.5. Производится расчет сменной производительности автосамосвала (Q_а, т/смену)

где Т_см=8ч, продолжительность смены, мин;

q – вес груза в кузове автосамосвала, мин;

k_и=0,8 коэффициент использования сменного времени;

 - продолжительность транспортного цикла автосамосвала, мин;

7.2.2.6. Производится расчет рабочего и инвентарного парка автосамосвалов.

Рабочий парк автосамосвалов (N_а.р., ед.)

где V_см. – сменный объем перевозок, т/смену;

где k_н=1,1 коэффициент неравномерности выдачи горной массы из карьера;

Инвентарный парк автосамосвалов (N_а.и.,ед.)

где коэффициент технической готовности.

Суточный пробег автосамосвала (L_с, км.)

,

где коэффициент, учитывающий нулевой пробег от гаража до места работы и обратно.

 

Зависимость  от L

БОРТОВ КАРЬЕРА

Цель работы – изучить конструкцию рабочего и нерабочего бортов карьера, освоить методику расчета ширины рабочей площадки и угла откоса рабочих и нерабочих бортов.

Задачи работы

8.1.1. Ознакомиться с конструкцией рабочего и нерабочего бортов карьера.

8.1.2.Выполнить расчет углов откоса рабочих и нерабочих бортов.

8.1.3.Исследовать зависимость величины угла откоса рабочего борта от определяющих факторов.

 

Исходные данные:

высота уступа, Н_у = 12 м;

количество рабочих уступов, n_р.у = 3 шт;

угол откоса рабочего уступа,  = 70 град;

угол устойчивого откоса уступа,  = 64 град;

ширина съезда, b_c  = 20 м;

уклон наклонной траншеи, i = 0.03

Порядок выполнения работы

8.2.1. Ознакомиться с конструкцией рабочего и нерабочего бортов карьера и факторами, определяющими величины углов их откосов.

8.2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет углов откоса рабочего и нерабочего бортов.

 

Расчет выполняется в следующей последовательности:

8.2.2.1. Определяется высота рабочего борта карьера (Н_р.б, м)

 

Н_р.б = Н_уn_р.у                                               (7.1)

где Н_у – высота уступа, м;

n_р.б – количество рабочих уступов.

8.2.2.2. Определяется ширина рабочей площадки при погрузке горной массы в автомобильный транспорт (Ш_р.п, м)

Ш_р.п = В_р + С + Т + S + Z + Ш_в.б                             (7.2)

где В_р – ширина развала породы, м (В_р = 31,7 м);

С – безопасный зазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой (2 – 3 м);

Т – ширина транспортной полосы (проезжей части временной автодороги при двухполосном движении), м (Т = 11,5 м);

S - безопасное расстояние (1.5 – 2.0 м);

Z – ширина призмы обрушения, м;

Z = Н_у(ctg _у – ctg )                                     (7.2)

Ш_в.б – ширина взрывного блока, м (при однородном взрывании, Ш_в.б = W, W = 6,4);

 - угол откоса рабочего уступа;

_у – угол устойчивого откоса уступа.

8.2.2.3. Определяется горизонтальное проложение откоса рабочего борта (С_р.б, м)

С_р.б = Н_уctg n_р.у + Ш_р.п(n_р.у – 1)                              (7.3)

8.2.2.4. Определяется тангенс угла рабочего борта карьера ()

tg  = Н_р.б / С_р.б                                            (7.4)

8.2.2.5. Определяется величина рабочего борта :  = arctg (tg )

8.2.2.6. Определяется высота нерабочего борта карьера (Н_н.б, м)

Н_н.б = Н_у n_н.у                                              (7.5)

где n_н.у – количество нерабочих уступов (принимается n_н.у = 3)

8.2.2.7. Определяется горизонтальное проложение откоса нерабочего борта (С_н.б, м)

С_н.б = n_н.у (Н_уctg _у + b_c) + (n_н.у – 1)b_б                       (7.5)

где b_с – ширина съезда, м;

b_б – ширина бермы безопасности, м (b_б = 8 – 10 м).

 
8.2.2.8. Определяется тангенс угла нерабочего борта карьера ()

tg  = Н_н.б / С_н.б                                                 (7.6)

tg  = 36 / 97,64 = 0,379

Затем сам угол откоса нерабочего борта карьера ()

 = arctg (tg )                                                 (7.7)

= 21

Исследовать зависимость угла откоса рабочего борта карьера (  от высоты уступа (Н_у, м) и построить график  = f(Шрп).

 

РАСЧЕТ БУЛЬДОЗЕРНОГО ОТВАЛООБРАЗОВАНИЯ ПРИ АВТОМОБИЛЬНОМ ТРАНСПОРТЕ

Цель работы - ознакомиться с методикой и освоить принципы расчета

основных параметров бульдозерного отвалообразования при автомобильном

транспорте.

 

Задачи работы

9.1.1. Изучить технологию бульдозерного отвалообразования при автомо­бильном транспорте.

9.1.2. Выполнить расчет основных параметров бульдозерного отвалообра­зования при автомобильном транспорте.

Исходные данные:

Объем пород, подлежащих размещению в отвале за срок его существования,

W = 220 млн м³

Годовая производительность карьера по вскрыше, П_в = 11 млн. м³/год

Тип складируемых пород – скальные

Плотность пород в целике,  = 2,5 т/м³

9.2.1. Определяется требуемая площадь отвала (So, м² )

 

где W - объем пород, подлежащих размещению в отвале за срок его существо­вания, м³

- коэффициент разрыхления пород в отвале ( 1,18)

- высота яруса (

- количество ярусов (

- коэффициент использования площади отвала (  принимать: для одно­ярусных отвалов - 0,8+0,7; для трехъярусных и более - 0,5)

 

 

Стремиться к S ₀ = > min. Исходя из общей площади отвала, определяются его размер в плане: ширина (В), длина (L). При этом рекомендуется выдерживать соотношение В: L = 1: 2, тогда:

L =  = 2278,6 м

9.2.2 Рассчитывается количество автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение часа (N ₀, шт.)

 - часовая производительность карьера по вскрыше, м³

 - коэффициент неравномерности работы карьера по вскрыше

 ( =1,1 + 1,2);

- объем вскрыши в целике в кузове автосамосвала, м³

где q - вес груза в кузове автосамосвала, т (величина q принимается по резуль­татам расчетов в лаб. работе № 7);

- плотность пород в целике, м³/т.  

 

где - годовая производительность карьера по вскрыше

- число рабочих дней карьера в году (Т_г = 350 дней);

- число рабочих смен в сутки (л_см=3);

- продолжительность смены, ч

 

9.2.3. Определяется число одновременно разгружающихся автосамосва­лов на отвале ( , шт.)

 

где - продолжительность разгрузки и маневровых операций при уста­новке на разгрузку, мин

 

9.2.4.Определяется длина участка разгрузки (L_р, м)

где - ширина полосы по рабочему фронту отвала, занимаемой одним автоса­мосвалом при маневрировании, для автосамосвалов грузоподъемностью: 30-55 т    

 

9.2.5.Отвальный фронт состоит из трех участков: разгрузки, планировки и резервный

По мере заполнения участка разгрузки и выравнивания участка планиров­ки, последний начинает выполнять функцию первого, а участок разгрузки ста­новится участком планировки. Если участок планировки не подготовлен, то разгрузка производится на резервном участке. Таким образом, все три участка должны иметь одинаковую длину и общая длина отвального фронта (L₀, м) оп­ределится:

 

9.2.6.Определяется объем бульдозерных работ (Q ₆, м³/смену)

где  - сменная производительность карьера по вскрыше, м³/смену;

где  - средний коэффициент «заваленности»

 

9.2.7. Выбирается модель бульдозера и определяется число бульдозеров в

работе (, ед.):

Т-180 – модель бульдозера

 сменная производительность бульдозера, м³/смену

 

ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОБЪЕМА КАПИТАЛЬНОЙ ТРАНШЕИ

  Цель работы - изучить методику определения объема капитальной траншеи.

1.1. Задачи работы

2.1.1. Ознакомиться с методикой определения объема капитальных траншей.

2.1.2. Выполнить расчет объема капитальной траншеи по исходным дан­ным.

2.1.3. Исследовать зависимость объема капитальной траншеи от опреде­ляющих факторов.

2.1.4. Выполнить графическое изображение плана и элементов капитальной траншеи.

  Исходные данные:

Глубина траншеи, h_т = 16м;

Ширина основания траншеи, b_т = 50м;

Уклон наклонной траншеи, I = 0,06

Угол откоса борта карьера, α = 65^о

1.2. Порядок выполнения работы

2.2.1. По учебнику ознакомиться с конструкцией капиталь­ных траншей и методикой определения их объема.

2.2.2. Ознакомиться с исходными данными. По данным заданно­го варианта выполнить расчет объема капитальной траншеи.

Объем простой капитальной траншеи можно представить как сумму объе­ма полупризмы V и объемов двух пирамид.

                          V_т = V₁ +2V₂,                                                      (2.1)

где V_т - объем капитальной траншеи, м³;

V₁ - объем полупризмы, м³;

V₂ - объем пирамиды, м.

Объем полупризмы (V_1,м) определяется:

Где b_т - ширина основания траншеи, м;

 h_т - глубина траншеи, м;

i - уклон капитальной траншеи, ед.

Объем пирамиды (V_2,м) определяется

где  – угол откоса борта траншеи, град.

После преобразования формулы (2.1) объем траншеи

 

Зависимость