5. Зміст графічного матеріалу курсового проекту.

На першому аркуші графічної частини курсового проекту навести план гірничих робіт у кар’єрі на базі умовного родовища, при розкритих п’яти робочих горизонтах, на якому вказати:

– висотні позначки горизонтів гірничих робіт;

– систему капітальних траншей, згідно з прийнятою в проекті схемою розкриття;

– транспортні комунікації від поверхні до кожного екскаваторного вибою,

– виймальне обладнання у вибоях.

Рекомендований масштаб креслення – 1:2000, 1:5000.

На другому аркуші навести:

– характерний поперечний розріз умовного родовища з наведенням кінцевих контурів кар’єру (згідно з розрахунками, виконаними у 2 та 3 розділах розрахунково-пояснювальної записки) на якому згідно заданого варіанту напрямку пониження гірничих робіт вказати положення робіт в кар’єрі при розкритті принаймні чотирьох добувних горизонтів (чверть аркуша; рекомендований масштаб креслення – 1:1000, 1:2000);

– схему зарядів вибухових свердловин, схему комутації свердловин на блоці (чверть аркуша, рекомендований масштаб креслення – 1:100, 1:200);

– креслення робочої площадки в кар’єрі при роботі екскаватора торцевим та тупиковим вибоєм (план та переріз) – чверть аркуша; рекомендований масштаб креслення – 1:500;

– план та переріз відвалоутворення при транспортуванні розкривних порід автомобільним та залізничним транспортом (на кресленні з обраною схемою відвалоутворення вказати розміри) – чверть аркуша; рекомендований масштаб креслення – 1:500;

При виконанні креслень користуватись Додатками 2 та 3, в яких для наочності наведено приклади виконання графічної частини.

6. Пояснення до виконання розділів курсового проекту

Вступ.

Інформацію про сутність, особливості та перспективи розвитку відкритого способу розробки навести згідно літератури рекомендованої у п. 7 методичних вказівок.

Мета та задачі проектування наведені в п. 1 Методичних вказівок.

Коротку геологічну характеристику умовного родовища відобразити наступним чином (замість позначень у скобках підставити вихідні данні за варіантом – Додаток 4):

Родовище має форму покладу з нормальною потужністю (m­_н, м), падінням (α,°), протяжністю (L, м). Відмітка денної поверхні (± Х м).

Будова товщі гірських порід в межах кар’єрного поля наступна:

– товща покриваючих поклад розкривних порід представлена м’якими та рихлими розкривними породами міцністю (f_н) та густиною (ρ_н, т/м³);

– корисна копалина представлена скельними породами міцністю (f_кк) та густиною (ρ_кк, т/м³);

– вміщуючі розкривні породи міцністю (f_рп) та густиною (ρ_рп, т/м³).

Проектна потужність кар’єру, що проектується дорівнює (А­_кк, млн.т/рік), при проектних втратах корисної копалини (К_п, %), ширина кар’єру по підошві (Ш_д, м).

Розділ 1. Загальна організація відкритих гірничих робіт.

1) Знаходимо кінцеву глибину кар’єру за наближеним розрахунком:

,

де – горизонтальна потужність покладу;

– периметр кар’єра по підошві ( );

– площа кар’єру по підошві.

2) Обсяг запасів корисної копалини у проектних контурах кар’єру знаходимо за формулою (рис. 1):

,

де S₁ та S₂, відповідно, площа залишеної з висячого та лежачого боків корисної копалини при розташуванні підошви кар’єру всередині покладу:

; ,

де х – відстань від нижнього контуру кар’єра до лежачого боку покладу, яка визначається за формулою:

.

Рис. 1. Схема до розрахунку середнього промислового коефіцієнту розкриву.

3) Величина балансових запасів корисної копалини в контурах кар’єра дорівнює:

т.

4) Промислові запаси корисної копалини:

т.

5) Об’єм гірської маси в контурах кар’єра:

.

6) Об’єм розкриву в кінцевих контурах кар’єру:

7) Середній промисловий коефіцієнт розкриву:

.

8) Визначаємо орієнтовний термін експлуатації кар’єру з потужністю по корисній копалині, що дорівнює проектній:

.

9) Визначаємо об’єм наносів у контурах кар’єру:

,

де , м² – площа підошви наносів в контурах кар’єру,

а – ширина підошви наносів в контурах кар’єру,

– периметр наносів по підошві.

10) Визначаємо обсяг розкриву по вміщуючих скельних породах:

.

11) Визначаємо коефіцієнти розкриву кар’єру по наносах та скельних породах:

; .

12) Продуктивність кар’єра по наносах та скельному розкриву відповідно складе:

млн.т/рік; млн.т/рік;

13) Визначаємо місячну, добову та змінну продуктивність роботи кар’єру по корисній копалині, скельному розкриву та наносах. В загальному випадку обсяги корисної копалини та розкривних порід, що необхідно вийняти за визначений період роботи кар’єра визначаються режимом гірничих робіт, який, в свою чергу, визначається шляхом гірничо-геометричного аналізу кар’єрного поля (наприклад, на основі характерного геологічного розрізу покладу в межах кар’єрного поля). В даному курсовому проекті не ставиться мета обґрунтування режиму роботи кар’єру шляхом гірничо-геометричного аналізу, тому пропонується для подальших наближених розрахунків прийняти наступні параметри:

- робота бурової дільниці в ( = 2 або 3) зміни за добу по ( = 8 або 12 годин), виймальна транспортна та відвальна дільниці працюють в (2 або 3) зміни за добу по (8 або 12 годин);

- кількість робочих діб на рік = 350 (без врахування загальнодержавних свят) або = 280 (при зупиненні роботи кар’єру в зимній період).

Для зручності подальших розрахунків переводимо продуктивність кар’єру по корисній копалині, скельному розкриву та наносах в м³:

; ; .

Тоді місячна, добова та змінна продуктивність кар’єра по різновидах гірських порід складе:

; ; .

; ; .

; ; .

Розділ 2. Розкриття та система розробки умовного родовища.

Розкриття родовища полягає в забезпеченні транспортного зв’язку робочих горизонтів кар’єру з поверхнею шляхом проведення спеціальних гірничих виробок, якими на відкритих розробках частіше за все є траншеї. В окремих випадках для розкриття родовища можуть використовувати шахтні стволи або штольні.

При виборі способу розкриття враховується наступні чинники:

– елементи залягання родовища;

– інженерно-геологічні умови залягання родовища;

– гірничотехнічні умови.

Елементи залягання родовища, а саме: глибина, кут падіння та форма покладу суттєво впливають на спосіб розкриття. Горизонтальні та похилі пласти з неглибоким заляганням звичайно розкривають траншеями, які розташовуються за межами контуру кар’єру, тоді як похилі та круті поклади корисних копалин з великою глибиною залягання розкривають траншеями, які розташовуються по можливості у межах кар’єрного поля.

Інженерно-геологічні умови під час вибору способу розкриття родовища впливають головним чином на розташування капітальних траншей. Їх розташовують в найбільш стійких породах з найменшою обводненістю.

До гірничотехнічних умов, які впливають на розкриття кар’єрного поля, відносять: прийняту систему розробки та її параметри, обсяги переміщуваних вантажів та інше. При переміщенні гірських порід з кар’єру стрічковими конвеєрами або похилими канатними підйомниками родовище розкривають крутими траншеями, при використанні залізничного або автомобільного транспорту похил траншей звичайно невеликий (40 - 120‰). Похил крутих траншей може досягати 18 - 45º. Вони призначені для конвеєрних установок або канатних підйомників.

Траншеями називаються відкриті гірничі вироблення трапецієподібного перетину та значної довжини. З боків траншеї обмежені бортами, а знизу – підошвою. За призначенням розрізняють капітальні, розрізні та спеціальні траншеї.

Основними параметрами капітальної траншеї є її продовжній уклін, довжина та ширина знизу, кути укосів бортів та об’єм (Рис. 2).

Рис. 2. Загальний вигляд (а) та план (б) капітальної траншеї.

Капітальні траншеї – відкриті похилі гірничі виробки, призначені для розкриття робочих горизонтів та розміщення в них транспортних комунікацій.

Довжина капітальної траншеї L_т визначається її кінцевою глибиною та величиною поздовжнього похилу:

,

де Н – кінцева глибина траншеї (висота уступу), м; і – величина поздовжнього похилу, ‰.

Ширину траншеї знизу встановлюють згідно з параметрами прохідницького обладнання та способами проходки, а також в залежності від виду транспорту, кількості стрічок руху, схеми обміну транспорту при навантаженні у вибоях тощо.

Проведення траншей механічними лопатами з навантаженням у залізничний транспорт не завжди можна вважати доцільним: при нижньому навантаженні у вагони знижується ефективність роботи екскаватора та його використання у часі робочої зміни. Вказаного недоліку можна уникнути при навантаженні у залізничний транспорт, що розташований на верхній площадці уступу, але в цьому випадку траншею доведеться проходити пошарово, причому товщина кожного шару складатиме всього лише 3-4 метри.

Більш доцільним вважається при проведенні траншей механічними лопатами використовувати автомобільний транспорт з нижнім навантаженням, так як маневреність автосамоскидів забезпечує високу ефективність роботи екскаваторів.

Використання автотранспорту для проведення траншей може бути доцільним навіть тоді, коли він не використовується в процесі експлуатації.

Автосамоскиди під навантаження подають за наступними схемами (рис. 3):

Рис. 3. Рекмендовані для курсового проектування схеми подання автотранспорту під навантаження при проведенні траншей.

Ширина траншеї по підошві у цьому випадку складе:

– при кільцевій схемі розвороту автосамоскидів (рис. 3а);

– при тупиковій схемі подання автосамоскидів під навантаження (рис. 3б),

де та – відповідно довжина та ширина автосамоскида, м;

– радіус його розвороту, м;

С – зазор між автосамоскидом та бортом траншеї (2-3 м).

Кути укосів бортів капітальних траншей приймають в залежності від терміну служби траншей та властивостей гірських порід. Кут укосу траншеї, яка пройдена у м’яких, щільних та напівскельних породах, приймається не більше величини кута природного укосу, а у скельних породах – до 50 - 65º.

Розрізна траншея є продовженням капітальної траншеї (Рис. 4). Її проводять на кожному горизонті для створення початкового фронту робіт на уступі. Після проведення розрізної траншеї один або обидва її борти розробляють і по мірі розвитку гірничих робіт на уступі розрізна траншея як гірнича виробка перестає існувати.

Розрізну траншею проводять горизонтально або з невеликим похилом (3 - 5º)для стікання води. Глибина розрізної траншеї дорівнює висоті уступу який готується до роботи, довжина її залежить від довжини фронту робіт на уступі, а ширина знизу визначається параметрами прохідницького обладнання і способом проходки. Кут укосу розрізної траншеї приймається рівним куту укосу уступу.

Об’єм капітальної (в’їзної) траншеї визначається за формулою:

Об’єм розрізної траншеї визначається як об’єм прямої призми, у підставі якої лежить трапеція:

де – довжина траншеї, м.

Рис. 4. Загальний вигляд (а) та розріз (б) капітальної та розрізної траншеї:

1-2 – розрізна траншея; 2-3 – капітальна траншея; 4 – контур кар’єрного поля.

Системою відкритої розробки родовища називають встановлений порядок виконання комплексу підготовчих, розкривних та добувних робіт, які забезпечують виймання запасів корисних копалин відповідно до вимог по її якості та проектної потужності кар’єру.

Основними елементами системи розробки є: висота уступу, ширина робочого майданчику, довжина блоку та фронту робіт, інтенсивність гірничих робіт.

Висоту уступу проектують з урахуванням безпеки ведення гірничих робіт, фізико-механічних властивостей порід, які розробляються, типу гірничого та транспортного обладнання, потрібної виробничої потужності кар’єру та інших факторів.

Оптимальна висота уступу забезпечує мінімальні витрати на розробку родовища при безпечному веденні гірничих робіт.

Висоту уступу у залежності від робочих розмірів екскаватора та характеру вибухових робіт приблизно визначають по формулі М.В.Мельникова:

де – ширина розвалу породи після вибуху, м; та – радіуси черпання та розвантаження екскаватора, м; – кут укосу уступу, градус; – кут укосу розвалу подрібненої вибухом породи, градус; k_p – коефіцієнт розпушення породи; – відношення лінії найменшого опору першого ряду свердловин до висоти уступу (0,55 – 0,70); – відношення відстані між рядами свердловин до лінії найменшого опору (0,75 – 0,85).

Розповсюджена висота уступів на кар’єрах при застосуванні механічних лопат складає 10 - 17 м (ЭКГ-8, ЭКГ-10), драглайнів – 10 - 25, рідше 40 м, багатоковшевих екскаваторів верхнього черпання – 10 - 20, рідше 30 м, нижнього черпання 10 – 30, рідше 40 м.

Ширина робочого майданчику визначає об’єми розкривних порід та корисних копалин, показники буровибухових робіт та інше. З метою зменшення поточних обсягів розкривних порід ширину робочого майданчику намагаються запроектувати якнайменших розмірів.

Мінімальна ширина робочого майданчику, яка забезпечує безпечну працю гірничого обладнання, визначається в основному розмірами прийнятих екскаваторів, видом кар’єрного транспорту та параметрами буровибухових робіт.

При розробці скельних порід з застосуванням залізничного транспорту мінімальна ширина робочого майданчику дорівнює:

Рис. 5. Схема до визначення ширини мінімального робочого майданчику.

де Z – ширина смуги безпеки, яка встановлюється згідно розмірів призми обвалення, м; В_доп – ширина площадки для допоміжного обладнання (3-5 м); Т – ширина транспортної смуги, м; С – відстань між бровкою розвалу та транспортною смугою (2,0 – 2,5), м; X – величина розвалу породи після вибуху, м.

Ширина призми обвалення, на якій не можна розташовувати гірничо-транспортне обладнання:

де Н_у – висота уступу, м; _у - кут укосу робочого уступу (60 - 80);  - кут стійкого укосу уступу (35 - 60).

Ширина транспортної смуги при одноколійному рейковому шляху складає 3 м, при двоколійному – 7,5 – 15 м у залежності від ширини між коліями. При використанні автомобільного транспорту ширина транспортної смуги визначається у залежності від кількості та ширини стрічок руху, звичайно вона дорівнює 3-8 м.

Ширина розвалу Х у більшості випадків визначається дослідницьким шляхом; вона залежить від висоті уступу, фізико-механічних властивостей порід, параметрів буровибухових робіт та інш. При висоті уступу 10 – 15 м величина розвалу звичайно складає 20 -25 м.

Мінімальна ширина робочих майданчиків складає в скельних породах 40 – 50 м.

Робота з мінімальною шириною робочого майданчику має ряд недоліків, тому ширина робочих майданчиків на добувних уступах провина бути у середньому нормальною, а на всіх інших уступах – не менше мінімальної. Ширина нормального робочого майданчику добувного уступу повинна забезпечувати заданий резерв запасів готових до виймання і може бути визначена по формулі:

де - нормальна ширина робочого майданчику, м; - мінімальна ширина робочого майданчику, м; - продуктивність кар'єру по відповідним видам порід, м³/рік; - довжина фронту робіт по цих породах, м; - висота уступу, м; - нормативний коефіцієнт готових до виймання запасів гірської маси.

Забезпеченість кар'єру запасами руди й обсягами розкривних порід, готовими до виїмки, виражається в місяцях або частках року, виходячи з планованої продуктивності його в черговому році. При цілодобовому режимі роботи і застосуванні колісних видів транспорту забезпеченість кар'єра повинна складати:

готовими до виїмки запасами руди та скельних розкривних порід – не менш 2,5 місяці ( = 0,21);

готовими до виїмки обсягами пухких розкривних порід – не менше1,8 місяця ( = 0,15).

Нормальна ширина робочих майданчиків скельних уступів при залізничному транспорті складає 60 – 80 м.

Довжина блоку визначається головним чином інтенсивністю розробки, висотою уступу та можливістю безперебійного забезпечення вибоїв транспортом.

При максимальній інтенсивності розробки необхідно прагнути зменшити довжину блоку з метою введення у роботу великої кількості екскаваторів. Довжину блоку при застосуванні залізничного транспорту приймають в м’яких породах не менше 300 м, в скельних – не менше 400 м, при автомобільному транспорті довжина блоку може бути 100 – 250 м або меншою.

Інтенсивність гірничих робіт характеризується швидкістю посування фронту гірничих робіт та їх заглибленням. Швидкість посування фронту на сучасних кар’єрах змінюється від 60 до 500 м на рік.

Швидкість посування фронту гірничих робіт визначають по формулі:

де А – продуктивність кар’єру по гірській масі, м³/рік; L_ф – довжина фронту гірничих робіт у кар’єрі, м.

Заглиблення гірничих робіт показує на скільки метрів вони понижуються за одиницю часу, звичайно за рік.

,

де φ – кут відкосу робочого борту кар’єра, градус; γ – напрямок поглиблення кар’єру, градус.

Величина заглиблення гірничих робіт на сучасних кар’єрах складає 7-20 м/рік.

Розділ 3. Підготовка гірських порід до виймання.

Породи наносів через невелику міцність можуть не вимагати ніяких заходів по підготовці та успішно вийматись механічними лопатами та драглайнами безпосередньо із цілика, але якщо вони знаходяться під дією мінусових температур, то необхідні заходи по відтаюванню або запобіганню промерзання.

Для підготовки до виймання скельних та напівскельних порід середньої міцності та міцних використовують буровибухові роботи, причому розрахунки виконують для кожного різновиду порід окремо через можливу розбіжність в них параметрів буровибухових робіт.

На першому етапі проектування необхідно обрати метод ведення буровибухових робіт (свердловинними, шпуровими, котловими або камерними зарядами). Останній метод застосовується при будівництві гідротехнічних споруд, розкритті родовищ вибухами на викид, інших унікальних гірських роботах. Шпурова відбійка також нечасте явище на кар'єрах. Вона може використовуватись на допоміжних роботах: руйнуванні негабариту, ліквідації завищень по підошві та ін. Котлові заряди в теперішній час застосовуються на деяких крупних кар'єрах (ПівдГЗКа, Лебединський ГЗКа, Михайлівський ГЗК). На цих підприємствах у свердловинах утворюють термічним способом котлові розширення, що досягають 380  450 мм у діаметрі.

Найпоширенішим на кар'єрах країни (95% від загального обсягу) є метод вертикальних свердловинних зарядів, який і рекомендується прийняти в якості основного при курсовому проектуванні.

В процесі розрахунків даного розділу рекомендується до користування навчальний посібник: А.В. Шапурин «Расчет параметров буровзрывных работ», Київ: УМК ВО, 1990, за допомогою якого можна детально обґрунтувати вибір бурового обладнання, вибухової речовини та схеми комутації вибухової мережі.

Вид бурового устаткування та інструмента дозволяють визначити діаметр заряду

, м,

де - коефіцієнт розширення свердловини; - діаметр долота, коронки або різця, м.

Значення , що залежить від міцності й ступеня тріщинуватості гірських порід, розраховується з виразу:

,

де ƒ – коефіцієнт міцності порід за шкалою М.М. Протодьяконова.

Отриманий результат дозволяє визначити значення опору по підошві W₂ для наступних рядів свердловин, що переборює заряд даного діаметра з досягненням крупності дроблення, яка забезпечує раціональні режими роботи вантажно-транспортного комплексу, по формулі:

, м,

де Δ - щільність заряджання, визначається обраною ВР, кг/м3; Q - теплота вибуху обраної ВР, кДж/кг.

Обчислена величина, може бути опором по підошві для зарядів першого ряду, однак у цьому випадку обчислюють також значення ОПП, що відповідає безпечним умовам роботи бурового обладнання на уступі:

, м,

де Н_у - висота уступу, м; _у - кут укосу уступу, град; С – мінімальна безпечна відстань від верхньої брівки уступу до першого ряду свердловин, С = 2-3 м.

Питома витрата - кількість ВР, що доводиться на одиницю об'єму гірських порід, забезпечує досягнення технологічної мети – розпушування порід перед екскавацією. Значення питомої витрати ВР найбільш точно визначають експериментально, тобто за даним діючого підприємства, по якому виконується проектування БВР. При відсутності цих даних питома витрата ВР визначається за формулою, запропонованою професором Шапуріним О.В. разом з Кириком П.Я. [10]:

, кг/м³ .

Довжина вертикальних свердловин на кар'єрах більше висоти уступу на величину перебуру:

, м.

Перебур залежить від багатьох факторів: висоти уступу, коефіцієнта міцності порід, діаметра заряду, роботоздатності використовуваної ВР та ін.

У загальному випадку довжину перебуру можна визначити за формулою:

, м.

Практикою встановлено, що застосування перебурів глибиною більше 3,0 м не приводить до помітного поліпшення якості пророблення підошви уступу в цілому, але в той же час значно порушує масив порід у місці розташування свердловин, ускладнюючи забурювання свердловин при виконанні робіт на нижчерозташованому горизонті. Тому довжину перебура варто приймати не більше 3,0 м, а звичайно 1,5 - 2,5 м.

Відомі глибина й діаметр свердловини дозволяють визначити заряд у ній при відомій місткості одного метру свердловини по формулі:

Довжина забивки визначиться, як різниця між визначеною глибиною свердловини й довжиною заряду:

, м.

Виконані обчислення дозволяють визначити відстань між свердловинами в першому ряді a₁, що задовольняє двом умовам: достатності заряду для якісного руйнування порід перед першим рядом свердловин і місткості заряду в свердловині розрахованого діаметра:

, м.

Отриману величину порівнюють з лінією опору по підошві уступу для першого ряду W1 , визначають коефіцієнт зближення зарядів у першому ряді:

.

Якщо m₁ 0,65, то диспропорція між ОПП для зарядів першого ряду й відстанню між ними не дуже значна й дозволяє успішно перебороти розрахункове значення опору по підошві без використання додаткових технологічних прийомів. Якщо коефіцієнт зближення зарядів незначно менше 0,65 (наприклад, 0,6), можна зменшити довжину забійки для свердловин першого ряду в порівнянні з наступними на 1...1,5 м, що часто й роблять на кар'єрах. У цьому випадку збільшиться заряд у свердловинах першого ряду, що дозволить успішно зруйнувати більший обсяг порід і, отже, збільшити відстань між свердловинами a₁, при цьому зменшиться диспропорція між цим параметром і значенням ОЗП.

Більше ефективний метод збільшення коефіцієнта зближення зарядів - застосування парних свердловин у першому ряді, що працюють при підриванні, як одна свердловина великого діаметру. Відстань між парними свердловинами при незмінному значенні W₁ визначають із таким розрахунком, щоб на пару свердловин доводився такий же обсяг гірських порід, як на дві свердловини в наступних рядах:

У цьому випадку також необхідно порівняти значення коефіцієнта зближення зарядів для спарених свердловин із припустимим значенням (0,65):

.

Визначення необхідної кількості бурового устаткування

Правильний вибір кількості бурового устаткування визначає ритмічну роботу кар'єру, а також продуктивну роботу самих бурових верстатів, тому що остання залежить не лише від буримості гірських порід, але й багато в чому від правильної організації робіт у часі. Існує кілька варіантів організації робіт на буровій дільниці.

Один з них - по безперервному робочому тижню, по три восьмигодинні зміни в добу, що означає щоденну роботу бурових верстатів, включаючи суботу й неділю, а бурових бригад - за графіком. У цьому випадку кількість бурових верстатів, необхідне для забезпечення річної продуктивності кар'єру по скельних породах, мінімальна, що забезпечує мінімальні капітальні витрати на їхнє придбання й мінімальний розмір амортизаційних відрахувань на собівартість. У той же час такий графік роботи приводить до мінімального резерву бурового парку, ставить у залежність підготовку блоків до вибуху від аварійності бурових верстатів, крім того, їх продуктивність у нічну зміну знижується.

Робота з перериваним робочим тижнем, в 2 восьмигодинні зміни в добу дозволяє організувати ремонтні роботи у вихідні дні, виконати їх без поспіху і якісно, що знижує аварійність верстатів у роботі. Така організація приводить до більш високої змінної продуктивності робіт, але й більш високим капітальним витратам і відповідно до амортизаційним відрахуванням.

Якщо абстрагуватися від організації робіт, то кількість бурових верстатів залежить, з одного боку, від річної продуктивності бурових верстатів, а з іншого боку - від річної потреби кар'єру в метражі свердловин, обумовленої виходом гірської маси з 1 м свердловини, що для випадку одиночних свердловин у першому ряді можна визначити по формулі

, м³.

де n - кількість рядів свердловин у блоці, шт.

Для випадку спарених свердловин у першому ряді формула для визначення виходу гірської маси прийме вид:

, м³

Відоме значення виходу гірської маси з 1 м свердловини дозволяє визначити сумарну кількість метрів свердловин, необхідну для забезпечення річної продуктивності кар'єру:

, м,

де k_ВТР - коефіцієнт втрат свердловин, що у середньому можна прийняти рівним 1,07.

Потрібна кількість бурових верстатів визначається по формулі:

, шт.

де P_ЗМ - змінна продуктивність бурового верстата, м, найбільш точні значення якої можна одержати на діючому підприємстві, подальша розробка якого проектується. При відсутності обраного устаткування на проектованому підприємстві його продуктивність можна взяти по даним іншого гірського підприємства цієї галузі; N_ЗМ - кількість змін роботи бурового устаткування в добу, змін.; N_РД - кількість робочих днів у році, визначаємо по формулі:

де n_свят.,n_вих.,n_рем.,n_пер – кількість неробочих днів у році, що для одного з варіантів організації робіт може бути прийняте таким чином: святкових - 8, вихідних - 104, простоїв на ремонті - 12, простоїв через перегін -12.

Розрахована кількість верстатів дозволяє визначити інвентарну кількість бурових верстатів:

, шт,

де k_р - коефіцієнт резерву, k_р =1,2.

Остаточний вибір на користь того або іншого бурового устаткування може бути зроблений лише на основі порівняльних техніко-економічних розрахунків.

Визначення необхідної кількості засобів механізації заряджання, забивки свердловин і штату підривників

Потреба гірничодобувного підприємства в зарядній техніці визначається:

- річною витратою ВР;

- частотою проведення масових вибухів і часом, що відводиться на їхню підготовку;

- змінною продуктивністю зарядних машин.

Річна витрата ВР, обумовлена їхніми питомими витратами й масштабами гірського виробництва

де А₁ , А₂ , А_n - річна продуктивність кар'єру по різновидах скельних гірських порід, м³; q₁,q₂,q_n - питомі витрати ВР у різних скельних гірських породах, кг/м³ .

Частота проведення масових вибухів залежить від багатьох факторів і змінюється в широких межах. Як свідчить практика провідних гірничодобувних підприємств країни частота проведення масових вибухів - раз у два тижні: N_мас=2 рази/міс.

Вибравши частоту проведення підривних робіт, приймаємо обсяг середнього блоку, що підривається, який дорівнює середній місячній продуктивності екскаватора на скельних породах (для ЭКГ-8 - 110...140 тис.м³). У цьому випадку кількість ВР у середньому блоці

де - місячна продуктивність екскаватора ЭКГ-8, м³.

Визначимо кількість блоків, що підриваються за один масовий вибух,

, шт.

При дробовому значенні округляємо в більшу сторону.

Необхідна кількість зарядних машин для підготовки цих блоків визначиться по формулі:

де P_зм - середня змінна продуктивність зарядної машини [10], т/зм; N_n - кількість змін на підготовку вибуху, N_n= 2 - 4 зміни.

Інвентарну кількість зарядних машин визначаємо з урахуванням резерву (15-25%):

, шт.

Визначення необхідної кількості забивних машин:

, шт,

де 4000000 – середня змінна продуктивність забивної машини [10].

Визначаємо необхідну кількість підривників для виконання робіт із заряджання та забивки свердловин, монтажу підривної мережі при підготовці вибуху:

,

де 600000 м³ - досягнута річна продуктивність підривників на кар'єрах Кривбасу по підривній підготовці гірської маси до виймання при повній механізації зарядних робіт.

Розділ 4. Виймально-навантажувальні роботи.

1) Технічна продуктивність екскаватора враховує умови роботи у вибої і є максимально можливою для даної моделі при беззупинній роботі в конкретних умовах.

Коефіцієнти розпушення порід у ковші екскаватора ( ) і коефіцієнт наповнення ковша ( ) приймаються з урахуванням різновидів порід, що відпрацьовуються, з технологічних довідників.

2) Експлуатаційна продуктивність екскаватора враховує не лише конкретні умови, але й організацію процесу виймально-навантажувальних робіт за допомогою коефіцієнта використання екскаватора в часі:

де k_вик. – коефіцієнт використання екскаватора у змінному часі без врахування простоїв. Значення даного коефіцієнта залежить від виду застосовуваного транспорту і прийнятої схеми подачі його під навантаження і може бути узяте з технологічних довідників, або зі звітів технічних служб діючого підприємства.

3) Змінна експлуатаційна продуктивність екскаватора:

, м³/зміну,

де Т_ЗМ – тривалість зміни, година.

4) Добова Q_доб., місячна Q_міс. і річна Q_річ. експлуатаційні продуктивності екскаватора визначаються з врахуванням режиму роботи кар’єру:

5) Ґрунтуючись на вихідних даних річної продуктивності кар'єру по різних різновидах порід, визначаємо необхідну кількість віймально-навантажувального устаткування для виконання даних робіт:

,

де А_кк, А_СК, А_н – річна виробнича потужність кар'єру відповідно по корисним копалинам, скельному розкриву та наносах, м³; Q_РІЧ.кк, Q_РІЧ.СК., Q_РІЧ.н – експлуатаційна річна продуктивність екскаватора відповідно в рудних і скельних вибоях, а також у вибоях пухкого розкриву, м³/рік.

6) Інвентарний парк екскаваторів визначається з урахуванням коефіцієнта резерву по формулі:

, де – коефіцієнт резерву ( .=1,2).

Розділ 5. Транспортування кар’єрних вантажів.

Основною задачею при виконанні даного розділу курсового проекту є розрахунок експлуатаційної продуктивності кар’єрного транспорту, ґрунтуючись на якому необхідно розрахувати парк транспортного обладнання для забезпечення заданої виробничої потужності кар'єру.

Розрахунок автомобільного транспорту.

Як правило, число автосамоскидів розраховується для кожного екскаватора окремо. Робочий парк автосамоскидів установлюється за умовою забезпечення беззупинної роботи робочого парку екскаваторів при ритмічній подачі порожніх автосамоскидів у вибій. Число автосамоскидів, що може ефективно використовуватися в комплексі з одним екскаватором, визначається по формулі:

шт,

де - час рейсу, хв; - час навантаження автосамоскида, хв.

де , , - час відповідно руху, розвантаження і маневрів, хв.

Тоді:

, шт.

Час навантаження

де - кількість ковшів, що розвантажуються у кузов автосамоскида; - тривалість робочого циклу екскаватора, хв.

У залежності від співвідношення густини ρ_п перевезеної породи, вантажопідйомності q_а автосамоскида, ємності V_а його кузова, число ковшів може обмежуватися або ємністю кузова, тобто ρ_п / К_р ≤ q_а / V_а , або вантажопідйомністю автосамоскиду, тобто ρ_п / К_р ≥ q_а / V_а.

Тоді час навантаження автосамоскиду

або

де Е – ємність ковша, м³; k_p – коефіцієнт розпушення породи в ковші екскаватора, 0,9 – коефіцієнт, що враховує зміну коефіцієнта розпушення в кузові автосамоскида; k_н – коефіцієнт, що враховує наповнення ковша екскаватора; k_гор. = 1,1 – 1,15 – коефіцієнт, що враховує наповнення кузову автосамоскида з горою.

Час руху автосамоскида визначається по формулі:

де Т_ван, Т_пор. – час руху автосамоскида відповідно з вантажем і без вантажу, хв; l₁, l₂, l₃,…,l_n – довжина ділянок шляху з однаковими умовами руху (з вантажем і без вантажу), км; υ₁, υ₂, υ₃,…,υ_n - швидкості руху автосамоскида на цих ділянках, км/годину (швидкості руху приймаються по реальним даним, або з довідника за технологією гірничого виробництва).

Час розвантаження автосамоскида включає час підйому кузова і час його опускання. Для автосамоскидів вантажопідйомністю до 40 тон він складає 60 секунд, при більшій вантажопідйомності – 70 – 90 секунд.

Час маневрів при навантаженні автосамоскида залежить в основному від схеми під'їзду і знаходиться в межах 0-10, 20-25, 50-60 секунд відповідно для наскрізної, петлевої та тупикової схеми. При розвантаженні він складає 40-50 секунд.

Знаючи число автосамоскидів для обслуговування одного екскаватора, визначається число працюючих автосамоскидів для забезпечення роботи n–ї кількості екскаваторів по формулі

, шт.

Число працюючих автосамоскидів можна також визначити по формулі

, шт.

де = 1,1 – 1,15 – коефіцієнт нерівномірності роботи; - добовий вантажообіг кар'єру, т; – змінна експлуатаційна продуктивність автосамоскида, т;

- коефіцієнт використання вантажопідйомності автосамоскида; - тривалість зміни, година; - час рейса, ч; k_в.а. = 0,7 – 0,8 – коефіцієнт використання автосамоскида в часі.

Частина автосамоскидів постійно знаходиться в ремонті і проходить технічне обслуговування, тому інвентарне число автосамоскидів складе

шт,

де = 0,7 – 0,8 – коефіцієнт технічної готовності парку.

Технічна готовність автосамоскидів зменшується в міру збільшення терміну їхньої експлуатації.

Пропускна здатність автодороги (N) – це максимально можливе число автосамоскидів, що можуть пройти через визначену ділянку в одиницю часу. Вона залежить в основному від швидкості руху і кількості транспортних смуг. При русі автосамоскидів в одному напрямку годинна пропускна здатність автодороги складе

де - інтервал часу між машинами, хв; - швидкість руху, км/годину; - безпечна відстань між наступними друг за другом автосамоскидами, м; = 0,5 – 0,8 – коефіцієнт нерівномірності руху.

Безпечна відстань між автосамоскидами складається з довжини гальмового шляху і довжини автосамоскида і повинне бути не менш 50 м. На горизонтальних прямолінійних ділянках ця відстань визначається по формулі

Провізна спроможність автодороги визначається по формулі

,

де - фактична маса вантажу, перевезеного автосамоскидом, т; = 1,75 – 2,0 – коефіцієнт резерву.

Розрахунок залізничного транспорту

Основні показники використання залізничного транспорту на кар'єрі в значній мірі залежать від корисної маси потяга, пропускної здатності шляху і числа транспортних засобів.

Під корисною масою потяга мається на увазі маса вантажу, перевезеного одним потягом за один рейс.

Практично всі сили опору руху потяга пропорційні його масі. Тому в розрахунках зручно користуватися опорами руху, віднесеними до одиниці маси потяга.

Умови рівномірного руху потяга на керівному підйомі можна записати у виді

де - зчіпна вага локомотива, вибирається з таблиці технічних характеристик локомотива, тс; = 0,18 – 0,34 – коефіцієнт зчеплення коліс, що рухаються, з рейками; Q_Л, Q_П - маса відповідно локомотива і причіпної частини потяга, т; - основний питомий опір руху в наближених розрахунках можна приймати рівним 2 - 3 кгс/т; ; - додатковий опір руху відповідно від ухилу і кривизни шляху. Питомий опір від ухилу шляху чисельно дорівнює величині ухилу, вираженого числом тисячних. Наприклад при ухилі шляху ί = 25‰, = 25 кгс/т. Питомий опір руху від кривизни шляху залежить від радіуса R кривої і визначається по емпіричних формулах:

на постійних шляхах

на тимчасових шляхах .

Так як маса причіпної частини потяга визначається власне масою q_т кожного вагона, масою q_ван. вантажу і числом n вагонів у потязі, то попередній вираз матиме вигляд:

.

Вирішивши дане рівняння відносно n, одержимо

.

Тоді корисна маса потяга

Пропускна здатність перегону визначається по наступним формулам:

- для одноколійного перегону

- для двоколійного у вантажному напрямку

- для двоколійного перегону в порожняковому напрямку

,

де Т – час, за яке визначається пропускна здатність (для добової пропускної здатності Т = 22 години; для змінної Т = 7 ÷ 7,5) год; t_пор. , t_ван. – час руху по перегону відповідно без вантажу і з вантажем, хв;  – час, що витрачається на зв'язок між роздільними пунктами, хв.

Розділ 6. Відвалоутворення розкривних порід

Відвалоутворення при залізничному транспорті

Можливе число поїздів, що подаються на відвальний тупик за зміну:

де Т_зм – тривалість зміни, год.;

f – коефіцієнт, що враховує нерівномірність подачі поїздів (0,85 – 0,95);

L – відстань від обмінного пункту до місця розвантаження, км;

υ – середня швидкість руху поїздів на відвалі, приймається згідно даним технічної служби ГЗКа, або з технологічних довідників;

 – час на зв'язок при обміні поїздів, приймається рівним 0,05 година.;

n_в – число вагонів у поїзді, шт.;

t_р – час на розвантаження одного вагона ( при виконанні розрахунків приймається рівним 0,02 год).

Змінна прийомна здатність відвального тупика визначається з виразу:

де q_в – кількість породи в цілику, що вміщається у вагоні, м³;

Прийомна ємність відвального тупика (у цілику) між пересуваннями рейкового шляху визначається

, м3

де - робоча довжина відвального тупику, м, ( = 1500-2500 м);

- висота відвалу, м, ( = 20 – 30 м);

- крок пересування рейкового шляху, м.

Крок пересування рейкового шляху на відвальному тупику визначається по формулі:

де R_р і R_ч – радіуси розвантаження і черпання екскаватора, м; l₁ – довжина фронту розвантаження (звичайно приймається рівній довжині 2 –2,5 вагонів);

Час між пересуваннями рейкового шляху визначається по формулі:

Необхідне число відвальних тупиків визначається по формулі:

де Q_зм – обсяг породи що вивозиться з кар’єру протягом зміни, м³;

t_пер. – час, необхідний на перекладку рейкового шляху одного тупика, змін, (годинна продуктивність перекладки до 12м/год);

К_рез. – коефіцієнт, що враховує резервні тупики (К_рез. = 1,2- 1,25).