Контрольная на тему Контрольная работа 110906-06

Содержание


1.Расчет параметров буровзрывных работ 4
2.Параметры развала 13
3.Выбор типа бурового станка 15
4. Расчет параметров выемочно-погрузочных работ. Выбор экскаватора 19
5. Расчет параметров перемещения груза в карьере 22
6.Отвалообразвание вскрышных пород 27
Список используемой литературы 33
Номер зачетки 85

Исходные данные

Объём добычи в месяц (тонны) полезного ископаемого
Горно-геологические условия
Система транспортирования вскрышной породы и полезного ископаемого. Технические средства для выемки и транспортирования.

80000,
медно-никелевая руда
Мощность вскрыши 70м (крепость f=10)
Мощность пласта
руды 10м (крепость f=8)

Бестранспортная система вскрышных работ экскаваторами
Перемещение полезного ископаемого железнодорожным транспортом на расстояние 8000м.



1.Расчет параметров буровзрывных работ

1.1.Определяем проектный удельный расход ВВ (проектируем взрыв):

qn= qэ* кперв* кд* км* ксз* кобъем взр* ксп, г/м3,
кперв(иногда обозначают квв) – переводный коэффициент от эталонного ВВ (аммонит И6ЖВ);
Коэффициенты перевода ВВ на аммонит №6 по работоспособности:
Таблица 1.5.
ВВ
е
ВВ
е

Аквотал М-15
0,76
Зерногранулит 79/21
1,0

Аммонал скальный №3
0,80
Ифзанит Т-80
1,08

Граммонал А-8
0,80
Динафталит
1,08

Аммонит скальный №1
0,80
Акватол 65/35
1,10

Детонит М
0,82
Зерногранулит 50/50 В
1,01

Алюмотол
0,83
Гранулит М
1,13

Акватол АВМ
0,95
Игданит
1,13

Акватол МГ
0,93
Граммонал А-50
1,08

Гранулит АС-8
0,89
Ифзанит Т-60
1,08

Аммонал водоустойчивый
0,90
Зерногранулит 30/70 В
1,26

Гранулит АС-4
0,98
Акватол АВ
1,20

Аммонит № 6 ЖВ
1,0
Гранулотло
1,20

Карботол ГЛ-10 В
0,79
Карботол 15 Т
1,42


кд – коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления (кд=0,5/dср);
dср – средний размер куска, м;
кт – коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва (учитывающий трещеноватость, кт = 1,2*lср+0,2 (lср – средний размер отдельности в массиве, м);
ксз – коэффициент учитывающий степень сосредоточенности заряда ВВ, зависит от диаметра скважины:
dcк=100 мм – ксз=0,9 – 1
dcк=200 мм – ксз=1 – 1,05
dcк=250 мм – ксз=1,2 – 1,25
dcк=300 мм – ксз=1,25 – 1,30
кобъем взр (к?) – коэффициент учитывающий объем взрываемой породы:

к?=(Ну/15)1/3,

Ну – высота уступа (10 – 18 м), если Ну>18 м, то к?=(15/Ну)1/3,
ксп – коэффициент учитывающий количество свободных поверхностей взрываемого массив:
1 открытая поверхность ксп=10
2 – е открытые поверхности ксп =8
3 – и открытые поверхности ксп =6
4 – е открытые поверхности ксп =4
5 – ть открытых поверхностей ксп =2
6 – ть открытых поверхностей ксп =1

1.1.1.Для вскрышных пород:

qn=34.8*1*1.5*1.4*1.23*1*8=720 г/м3.

1.1.2.Для пород полезного ископаемого:

qn=27.6*1*1.5*1.34*1.23*1*8=550 г/м3.

1.2.Линия сопротивления по подошве:

W=( к1*Р/(m*qn))1/2, или W=((0,56*Р2 + 4*q*P*Hу*Lc)1/2 – 0.75*Р)/(2*m*qn*Hу),

к1, – коэффициент, учитывающий трудность взрывания;
к1 = Lвв/Ну;
Ну – высота уступа, м;
Lc – длинна скважины;
m – коэффициент сближения скважин:
Для ориентировочных расчетов:
m = 1.1 – 1.4 – для легко взрываемых пород;
m = 1.0 – 1.1 – для средне взрываемых пород;
m = 0.75 – 1.0 – для трудно взрываемых пород;
Р = 7.85* dc2*?, кг/м – вместимость по ВВ 1 м скважины
dc– диаметр скважины, дм;
? – плотность заряжания, коэффициент учитывающий
при ручном заряжании – 0.9;
при механизированном – 1;
при водонаполненных ВВ – 1.4 – 1.6;
qn – проектный расход ВВ, кг/м3.
В практике W=(40 – 45)dc, W=(35 – 4