Выбор оборудования и расчет технологических процессов при производстве вскрышных работ на карьере

метки: Порода, Работа, Скважина, Горный, Транспорт, Транспортирование, Объем, Площадка

Курсовая работа по дисциплине «Процессы открытых горных работ» является завершающим этапом теоретического изучения основных разделов преподаваемой дисциплины и одновременно служит одним из методов контроля знаний студентов.

Основной целью курсового проекта является приобретение на основании полученных знаний и анализа практического опыта навыков по расчету главных параметров карьера, параметров вскрытия месторождения, системы разработки месторождения, технологии и механизации основных производственных процессов.

Ведущее место при добыче полезных ископаемых занимает прогрессивный открытый способ разработки, на долю которого приходится более 70% общего объема добываемых полезных ископаемых. Такому широкому его развитию в значительной степени способствовало и способствует внедрение в практику результатов научных исследований по созданию новых и совершенствованию существующих технологий, техники и организации открытых горных работ.

Основными техническими направлениями дальнейшего совершенствования технологии открытых горных работ являются повышение эффективности технологических схем путем комплексной механизации горных работ и оптимизации параметров используемого оборудования, разработка и внедрение новых технологических схем с включением техники цикличного и непрерывного действия, рациональная комплектация оборудования, всемерное расширение области применения прогрессивных технологических решений с использованием специально создаваемого карьерного оборудования и комбинированного транспорта, а также применение совершенных форм организации и управления массовыми горными работами.

Исходные данные для выполнения курсового проекта.

Таблица 1

Вар.	Вскрышные породы	, кг/м3	Предел прочности, МПа	Годовая производительность предприятия по вскрыше, м3/год
			бсж	бсдв	браст
1	известняк	2500	85	8,5	5,2	15 000 000

1. ОПИСАНИЕ ИЗВЕСТНЯКА И ЕГО ФИЗИКО-МЕХАНИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА

Рис. 1

Известняк — это мягкий камень, который легко поддается обработке металлическим резцом.

Его легко пилить, создавать из него резные изделия любой сложности.

С другой стороны, он является достаточно прочным и долговечным материалом, который выдерживает большие нагрузки на стены, карнизы, колонны.

Необходимо учитывать, что известняк будет служить долго в том случае, если точно учтены физико-механические свойства для использования его в различных видах строительства.

Внимание должно быть обращено на вид зернистости и то, как частицы расположены и скреплены в материале. Важное значение имеет также и то, когда порода сформировалась, и под воздействием каких факторов она существовала в толще земли.

Если правильно учесть все имеющиеся характеристики камня, то он будет служить многие века. В случае нарушений необходимых норм, материал будет подвергаться выветриванию, чрезмерному воздействию влаги и других негативных явлений внешней среды.

Основной составляющей известняка является углекальциевая соль. В чистых известняках ее 99, 77 %. Примеси железа придают материалу желтый, бежевый и красный оттенок. Если в известняке много органического материала, то он имеет серый или черный цвет.

По прочности порода делится на три группы: прочные, со средней прочностью, с низкой прочностью. Прочный известняк хорошо полируется до зеркального блеска. За это свойство им дают название мраморные. Материал идет на изготовление плит для пола.

Если известняк имеет слабую прочность, то для настилания полов он не рекомендуется. Камень хорошо использовать для создания резных украшений, различных архитектурных деталей, скульптур, облицовок. В данном случае он гораздо более эффективен, чем прочный камень, так как имеет высокую морозоустойчивость и не растрескивается при высоких температурах.

Морозоустойчивость — это свойство в состоянии насыщения водой не разрушаться при многократном изменении температур с низких на высокие. Существуют циклы, в которые прочность находится в пределах 20 %.

Для известняка, который используется для наружных работ, это 40 циклов минимально. Максимальное количество циклов доходит до 100.

Очень важной характеристикой известняка является водостойкость. Существует коэффициент размокания. Водостойкий материал имеет коэффициент 0,7. Камень с меньшим показателем будет быстро насыщаться влагой и размягчаться.

2. ПОДГОТОВКА ГОРНОЙ МАССЫ К ВЫЕМКЕ

Подготовка горных пород к выемке осуществляется с целью создания технической возможности и наилучших условий для выполнения последующих процессов выемки и погрузки горной массы, транспортирования, отвалообразования, и т.д. В зависимости от типа и состояния пород подготовка их к выемке может осуществляться осушением, предохранением от промерзания, оттаиванием мерзлых пород, гидравлическим ослаблением или упрочнением, механическим и взрывным рыхлением. Наиболее распространены гидравлическое, механическое и взрывное рыхление.

Гидравлические способы подготовки пород к выемке основаны на свойствах пород пропускать через себя воду и растворы. При этом ослабление прочности пород при просачивании воды проявляется в снижении сил сцепления отдельных частиц и вымывании скрепляющего их цемента. Гидравлическое разупрочнение используют при разработке плотных глин способом гидромеханизации.

Механическое рыхление пород обычно совмещается с их выемкой. В качестве рыхлителей в этом случае выступают экскаваторы, скреперы, бульдозеры, и т.д. Применяется также предварительное рыхление плотных и крепких пород специальными рыхлителями.

Сущность взрывного способа подготовки к выемке состоит в отделении пород от массива и дроблении их до заданной крупности. Он нашел преобладающее применение при подготовке полускальных пород и является единственным способом при подготовке скальных пород.

К взрывным работам на карьерах предъявляются следующие основные требования. Взрывание массива должно обеспечивать требуемую степень дробления. Максимально допустимый размер кусков lк может быть ограничен емкостью ковша

2.1 Подготовка мягких горных пород

Массив рыхлых и мягких пород может разрабатываться экскаваторами или другими выемочными машинами. При этом усилие копания, развиваемые рабочими органами, машин, должны быть достаточными. Кроме этого породы этой группы могут быть смерзшимися или слежавшимися. Особенно это касается так называемых техногенных месторождений (отвалов).

Поэтому их перед выемкой необходимо рыхлить механическим путем или взрывом. Обычно механическими лопатами с ковшом емкостью менее 1 м3 можно разрабатывать без предварительного рыхления слой мерзлой породы мощностью не более 0,2 — 0,3 м, а при ковше ёмкостью более 4 м3 — слой мощностью до 0.7 м.

В комплекс работ по подготовке мягких и рыхлых пород к выемке в зимнее время входит: предотвращение промерзания площадок и откосов, когда слой для выемки превышает допустимо возможную мощность для выемки; оттаивание пород путем электрообогрева, поверхностного пожога с помощью горячих газов, пара и.т.п.; рыхление посредством буровзрывных работ или механическими рыхлителями.

Для утепления площадок с целью предохранения пород от промерзания чаще всего используют предварительное рыхление с помощью бульдозерных рыхлителей на глубину до 1 м или экскаваторами на глубину до 2 метров. Иногда площадки накрывают стекловатой, шлаком опилками, покрывают слоем из замороженной водовоздушной пены или другим теплоизоляционным материалом. В последнее время теплоизоляционные материалы используются реже, так как теперь выпускается мощные бульдозерно-рыхлительные агрегаты на гусеничном и колесном ходах, как отечественного, так им импортного производства. В качестве рабочего органа используются одно и многозубые механические рыхлители (таб.1-3).

Такие агрегаты способны рыхлить мерзлые грунты глубиной более одного метра и транспортировать породу до 100 — 150 м. Причем призма волочения достигает 20 и более м3. При движении рыхлителя порода разгружается в контуре трапециевидной прорези (рис. 1).

Расстояние между прорезями зависит от плотности и трещиноватости пород. Чем мягче порода, чем меньше показатель трудности ее разборки, тем больше возможность заглубления рыхлителя и техническая скорость рыхления (таб. 4).

Требуемая кусковатость рыхления и производительность рыхлителя регулируются изменением глубины рыхления, угла рыхления, расстояния между смежными проходами и схемы движения рыхлителя.

Рыхление массива производится при параллельных смежных проходах на горизонтальной или наклонной (до 20 градусов) площадке. Проходы могут быть прямые, зубообразные и другие. На горизонтальной площадке рыхлитель движется по челноковой схеме. Длина рабочего участка составляет 100 — 300м. На наклонной площадке рабочее движение осуществляется только под уклон, а вверх машина перемещается в холостую.

Рис. 2 — Схема механического рыхлителя породы: а — рабочий орган (зуб) разрыхлителя; б — параметры прорези

Производительность рыхлителя (м3/час.) при параллельных ходах может быть определена по формуле

Qt = chk/ (1/v + t/l),

где с — расстояние между смежными ходами рыхлителя, м; h — глубина рыхления, м; k — коэффициент использования рыхлителя (k = 0,7 — 0,8); v — техническая скорость рыхления м /час.; t — время переезда на следующую борозду, ч; l — длина параллельного хода, м.

Производительность рыхлителя в твердых породах достигает 1000 -1500 м3/ч при длине участка рыхления 100 — 300 м.

Рыхлители успешно используются при разработке тонких угольных пластов, при добыче фосфоритовых и апатитовых руд, для разрушения маломощных слоев сланцев, песчаников, полускальных известняков, а также так называемых техногенных месторождений (отвалов).

Колесные бульдозеры обладают примерно в три раза большей скоростью движения, чем гусеничные. Это сообщает им маневренность, возможность обслуживания нескольких объектов и производства различных работ в карьере. Вместе с тем увеличенное примерно в три раза (до 0,2-0,3 МПа) давление на грунт и сравнительно «меньший» коэффициент сцепления (0,55-0,65) предопределяют их применение на достаточно прочных грунтах. Одним из обстоятельств, определяющих выбор колесных бульдозеров, является повышенный износ шин. В итоге, маневренность и высокая скорость движения делают колесные бульдозеры особенно пригодными для работы по подборке породы возле экскаваторов, при работе на складах, планировке дорог. Для повышения срока службы шин колеса обвязывают мощными цепями.

В последнее время широко стали использоваться гидроударники (гидромолоты) в основном импортного производства, например фирмы Крупп или Раммер. Наши гидроударники менее надежны в работе. В последнее время импортным гидроударникам могут создать конкуренцию гидромолоты Воронежского экскаваторного завода. Гидромолоты, для разработки скальных и полускальных пород навешиваются на экскаваторы. В зависимости от энергии удара выбирается вес экскаватора.

Иногда подготовка мягких пород к выемке заключается в осушении массива.

Из специальных методов локального осушения применяется предварительное дренирование горизонтальными скважинами, пробуренными в основании уступа.

Локальное осушение возможно также посредством электрического поля. Для этого в осушаемом массиве создается напряжение, благодаря которому начинается движение катионов воды в электрическом поле.

Осушение осуществляется также путем создания цементных завес или из других химических (твердеющих) составов, нагнетаемых через вертикальные скважины на границе участка в зоне подпитки грунтовыми водами. Однако бурение скважин в рыхлых породах осложнено по причине «прихвата» бурового инструмента и завала ствола скважин. Поэтому для бурения применяют ряд мер, например, установку, так называемых кондукторов.

В климатических условиях с длительным периодом низких температур применяется оттаивание через вертикальные скважины различными теплоносителями, например паром.

При гидромониторной разработке мягких горных пород применяют предварительное водонасыщение массива через вертикальные скважины под давлением. Скважины располагают на расстоянии 3 — 4 м друг от друга в ряд.

Таблица 2 — Показатели рыхлимости горных пород

Породы	Показатель трудности разрушения породы	Коэффициент крепости по Протодьяконову	Техническая скорость рыхления, м/с	Возможное заглубление зуба рыхлителя на базе бульдозера ДЭТ 250
Плотные с включениями валунов, каменный уголь, сцементированная щебнистая масса, разрушенные сланцы	0,5 — 2,2	1 -2	0,9 — 1,5	1,0 — 0,8
Мягкий известняк, сланцы, мергель, мел, опока, гипс, отвердевшие и мерзлые глины. Сильнотрещиноватые известняки, доломиты, песчаники и сланцы	2,2 — 4,5	2 — 3	0,8 — 1,2	0,8 — 0,6
Среднетрещиноватые известняки, доломиты, песчаники, мрамор, глинистые сланцы	4,5 — 7.0	3,6	0,4 -0,8	0,6 — 0,2
Мелкослоистые прочные известняки, железные рыды, прослойки очень прочных пород мощностью до 0,2 — 0,3 м	4,5- 7,0	До 8	0,4 — 0,8	0,6 — 0,2
Малотрещиноватые прочные известняки, песчаники и более прочные породы	> 7	> 10 — 12	—	—

2.2 Подготовка полускальных и скальных пород

Подготовка к выемке скальных и полускальных пород осуществляется посредством взрывных работ.

Взрывные работы должны обеспечивать экономичность и безопасность ведения работ и иметь следующие основные показатели.

1. Необходимую степень дробления горных пород при сохранении сортности и качества полезного ископаемого и полное разрушение массива взрывного блока;

2. Соответствие размеров и формы развала ГМ параметрам конкретного комплекта оборудования технологического потока;

3. Объем ГМ в забое, достаточный для бесперебойной и производительной работы выемочного — погрузочного оборудования;

4 Ровную поверхность рабочей площадки, при соблюдении допустимых отклонений отметок проекту;

1. Горные породы или полезные ископаемые после взрыва называются горной массой (ГМ).

ГМ характеризуется показателем состава по крупности и коэффициентом разрыхления.

Академик Н.В. Мельников предложил классификацию фракций ГМ состоящую из 14 классов:

1 класс — 0 — 5 мм; 2 класс — 5 — 30 мм; 3 класс — 30 — 80 мм; 4 класс — 80 — 120 мм; 5 класс — 120 — 200 мм; 6 класс — 200 — 270 мм; 7 класс — 270 — 400 мм; 8 класс — 400 — 600 мм; 9 класс — 600 — 730 мм; 10 класс — 730 — 1000 мм; 11 класс — 1000 — 1300 мм; 12 класс — 1300 — 1500 мм; 13 класс — 1500 — 2000 мм; 14 класс — фракции более 2000 мм.

Кусковатость (фракционность) ГМ должна быть оптимальной. Уменьшение размера кусков способствует повышению производительности экскаваторов и транспортных средств, но ведет к увеличению затрат на буровзрывные работы.

Оптимальная степень дробления определяется по размеру среднего куска, при котором общие затраты по законченному циклу производственных процессов будут наименьшими.

Существует несколько способов определения среднего размер куска. По гипотезе Реттингира, по гипотезе Кирпичева — Кика, по гипотезе Бонда, по С.Е. Андрееву.

Средневзвешенный размер куска ГМ (мм) определяется по выражению

Dср = ?diЧni/?n,

где di — средний размер i — той фракции (среднее арифметическое из крайних), ni — число кусков i — ого класса, ?n — общее число кусков, полученных при взрыве; n — число фракций.

При использовании мехлотап с ковшом емкостью 4 — 8 м3 в комплексе с автосамосвалами или думпкарами оптимальный средний кусок dср при взрывании пород равен 0,3 — 0, 5 м, при взрывании руд — 0,2 — 0,25 м. В то же время, уменьшение размера куска влечет за собой необоснованные потери при погрузке и транспортировании (просыпи), дроблении на дробильно-обогатительных комплексах (повышенный отсев в отходы при грохочении).

Размеры максимально допустимого куска в ГМ определяются параметрами транспортных средств, дробилок и других приемных устройств, через которые должны проходить куски породы, а также условиями работы оборудования и стремлением снизить ударное воздействие от кусков породы при ее перегрузке.

Максимально допустимый линейный размер куска породы, м, по данным исследований имеет следующие параметры.

• для одноковшовых экскаваторов: lmax = 0,8 Ч 3vq.
• для транспортных сосудов: lmax = 0,5 Ч 3vQ
• для конвейерного транспорта: lmax = 0,5 Вл — 0,1.
• для дробилок: lmax= 0,75 bд.

Где q — емкость ковша экскаватора, м3; Q — емкость кузова автосамосвала или думпкара, м3; Вл — ширина конвейерной ленты, м; bд — ширина приемного отверстия дробилки, м.

2. Развал взорванной породы в плане должен быть минимальным. Это уменьшает ширину рабочей площадки, размер которой существенно влияет на горно-капитальные работы. А по высоте развал должен быть как можно выше. Это позволяет повысить производительность экскаватора. За счет сокращения передвижек. Однако развал ГМ по высоте, согласно правилам безопасности, не должен превышать высоту черпания экскаватора в 1,5 раза.

3. Объем ГМ в забое определяется из условий бесперебойной работы выемочно-погрузочного оборудования и должен превышать производительность выемочно-погрузочных машин за период между взрывными работами. В каждом конкретном случае рассчитывается оптимальный объем ГМ, чтобы исключить «омертвление» эксплуатационных затрат.

4. Требование полного дробления взрываемого блока относится в основном к проработке подошвы. Завышение или занижение уровня подошвы требует дополнительных затрат для приведения его в соответствие проекту, так как снижает производительность экскаватора, является причиной поломок и аварий, ухудшает работу транспорта.

Куски, имеющие размеры больше допустимых, называют негабаритами и подвергают дополнительному дроблению.

Увеличение доли крупных кусков, тем более негабаритов приводит к снижению производительности, поломкам и авариям горного и транспортного оборудования, а также к дополнительным расходам по дополнительному дроблению.

В монолитных породах средней крепости средний выход негабарита должен не превышать 5 — 10 %, в очень крепких трещиноватых породах 20 — 25 %.

Развитие взрывных работ на карьерах происходило в зависимости от совершенствования средств взрывания и проходки полостей для размещения взрывчатого вещества в массиве. На рис. 2 приведены существующие в настоящее время методы взрывного разрушения горных пород взрывом.

известняк выемка отвалообразование транспортирование

Рис. 3 — Методы взрывного разрушения пород: а — накладной; б, в — камерный в шурфе и штольне; г — котловой; д — скважинный

1. Метод накладных зарядов. Заключается в заложении заряда непосредственно на поверхности массива и используется при вторичном дроблении и на вспомогательных работах.

2. Метод камерных зарядов. В период отсутствия или малой механизации взрывчатые вещества (ВВ) в массиве размещали в естественных полостях, трещинах (малокамерный заряд «рукава») или в специально сооружаемых подземных выработках — штольнях или шурфах (камерные заряды), располагаемых на расчетном расстоянии друг от друга. После закладки заряда, такие выработки заполняли мелкой горной породой.

При таком способе взрывания регулировать дробление породы практически было невозможно. Массив разваливался на куски естественной блочности и состоял в основном из негабаритов. Поэтому взрывные работы происходили в две стадии. Вторая стадия дробления взрывом заключалась в заложении накладных зарядов для разборки завалов и вторичного дробления.

В настоящее время камерные заряды используются в основном для производства взрыва на выброс при сооружении траншей или полутраншей. Параметрами камерных зарядов являются объем зарядной камеры (V), величина заряда (Q) и расстояние между камерами а.

Величину зарядов определяют расчетным путем по линии наименьшего сопротивления Wл.н.с., то есть минимального расстояния от заряда до обнаженной поверхности (ЛНС).

3. Метод котловых зарядов. При недостаточном количестве буровых средств и высоких уступах для обуривания массива при взрывном рыхлении применяется метод котловых зарядов. Он заключается в расширении (простреле) пробуренного шпура или скважины в основании посредством малого заряда ВВ. В отдельных случаях применяется термическое бурение. В образующиеся после прострела полости размещается основной заряд ВВ. Патрон боевик размешается внутри заряда. Этот метод обуславливает хорошую проработку подошвы уступа, но в тоже время обладает рядом недостатков. Это трудность расчета и управления образованием котла, нарушение естественного состояния массива и образование в нем трещин, большой объем немеханизированного труда.

Параметрами котловых зарядов являются: величина заряда Q, величина заряда для образования котла Qk, расстояние между зарядами в ряду а, ЛНС Wл.н.с , длина забойки.

4. Метод шпуровых зарядов. Шпур — это цилиндрическая полость в горной породе, имеющая глубину не более 5 м и диаметр до 75 мм. Используется при разработке тонких ценных жил, рыхления слоя слежавшейся или мерзлых пород, дробления негабаритных кусков и выравнивания подошвы, а также в гористой местности на низкоуступной части рабочего горизонта карьера. За рубежом шпуры имеют диаметры от 25 до 100 мм. Использование шпуровых зарядов при рыхлении массива позволяет сохранить структуру полезного ископаемого при равномерном дроблении. Недостатками метода являются относительно большая трудоемкость и повышенный расход средств взрывания.

5. Метод скважинных зарядов. Наиболее распространенный способ подготовки горных пород для рыхления взрывом. Используется на большинстве карьеров в разнообразных природных условиях при различных масштабах и условиях горных работ. В настоящее время имеются эффективные и разнообразные средства для бурения скважин на карьерах в любых породах.

Скважина — это цилиндрическая полость, имеющая диаметр более 75 мм и глубину более 5 м. Изменяя диаметр скважин, количество рядов, угол наклона скважин, можно более равномерно распределять взрывчатые вещества в массиве в зависимости от его свойств.

Скважинный способ позволяет управлять взрывом для получения необходимого состав ГМ по крупности посредством регулирования параметров скважин и скважинных зарядов.

Сущность скважинного метода заключается в размещении ВВ в наклонных или вертикальных скважинах с забойкой в верхней части их инертными материалами из песка, буровой мелочи или забоечного материала специального состава. Скважины располагаются параллельно верхней бровке уступа в один или несколько рядов и размещаются друг от друга на расчетном расстоянии по прямоугольной сетке или в шахматном порядке. Расстояние первого ряда от верхней бровки должно обеспечивать безопасность бурового станка на уступе и рабочих по зарядке скважин.

Бурятся скважины горными машинами, которые называются бурильными. Для открытых горных работ бурильные машины принято называть буровыми станками (установками).

Бурение скважин в скальных породах — трудоемкий и дорогостоящий процесс.

Буримость горных пород характеризуется относительным показателем трудности бурения породы Пб, который определяется из эмпирического выражения

Пб = 0,07.(усж. + усдв.) + 0,0007г,

горный порода бурение рыхление

г — плотность пород, кг/м3;

Все горные породы по буримости делятся на 25 категорий и подразделяются на пять классов:

1 класс — легкобуримые (Пб = 1 ч 5); категории 1, 2, 3,4, 5; II класс — средней трудности бурения (Пб = 5,1 ч 10); категории 6, 7, 8, 9, 10; III класс — труднобуримые (Пб = 10,1 ч 15); категории 11, 12, 13, 14, 15; IV класс — весьма труднобуримые (Пб = 15.1 ч 20); категории 16, 17, 18, 19,20; V класс — исключительно труднобуримые (Пб = 20,1 ч 25; категории 21, 22, 23, 24, 25.

Породы с показателем более 20 относятся к внекатегорийным.

Бурение скважин осуществляется станками вращательного и ударно-вращательного действия. Буровые станки вращательного действия наиболее распространены и подразделяются на шнековые и шарошечные.

Шнековые станки вращательного действия имеют рабочий орган в виде бурового става шнековых штанг винтовой формы и буровой коронки — резца, армированного лезвиями или штырями из твердого сплава. При вращении бурового става с частотой 120 — 220 об/мин и под воздействием осевого усилия резец разрушает породу в забое скважины, а буровая мелочь с помощью шнека выдается на поверхность. Сейчас используется шнеко-пневматический способ очистки скважин. В зависимости от буримости пород применяют резцы различных типов. Резцы рассчитаны на бурение 1000 м, а штанги до 4000 м.

Станки шнекового бурения применяются для бурения вертикальных и наклонных скважин диаметром 125 — 160 мм и глубиной до 25 м в породах с Пб = 2 ч 5. В основном их используют на угольных разрезах и при разработке непрочных строительных пород (мергель, гипс и др.).

Производительность станков зависит от крепости пород и режима бурения и составляет 15 — 100м/смену.

Станки шарошечного бурения имеют в качестве рабочего органа конусообразные трехшарошочные долотья с зубьями или штырями из твердого сплава. Конструктивно шарошки выполняются трех видов: с зубчатыми венцами, штыревые из твердого сплава и комбинированные. Первые предназначены для бурения мягких и средних по крепости породах, вторые в крепких и третьи в разнопрочных. Сами штыри в зависимости от крепости и вязкости пород имеют рабочую поверхность в виде клина или полусферы. Долото привинчивается к буровой штанге трубчатого вида.

Удаление буровой мелочи из забоя скважины осуществляется сжатым воздухом, или воздушно-водяной смесью, через специальные, имеющиеся в буровых штангах и в самом долоте каналам. Буровая мелочь поднимается по скважине по затрубному кольцевому пространству.

Буровые штанги изготовляются из цельнотянутых труб. Буровые штанги соединяются между собой конической замковой резьбой. С помощью такой же резьбы соединяется и шарошечное долото с буровой штангой.

Промышленностью выпускается 13 типов трехшарошечных долот. Каждый тип долота предназначен для бурения пород с определенными свойствами.

Шарошки лапы долот, где крепятся шарошки, изготовляют из хромоникелевой стали 12ХН2, 2ХН3А и никель-молибденовой стали 17Н3МА и подвергают химико-термической обработке.

При вращении бурового става, состоящего из буровых штанг при большом осевом усилии шарошки, перекатываясь по забою скважины, разрушают своими зубьями или штырями породу за счет ее смятия и раздавливания.

Скорость бурения зависит от осевого давления на долото, частоты его вращения и расхода воздуха, подаваемого в скважину. На практике частота вращения бурового инструмента составляет 50 — 200 об/мин, а осевое давление 7 — 18 кН на 1 см диаметра долота. С увеличением крепости пород осевое давление должно возрастать. А частота вращения снижаться. Стойкость долот в крепких скальных породах (Пб = 14 ч 15) составляет 100 — 150 м.

По массе (Мс), развиваемому осевому давлению (Pос) и диаметру скважин dс станки шарошечного бурения подразделяются на три класса.

1. Легкие. Рациональная область применения по буримости пород — Пб = 6 ч 10

2 Средние. Рациональная область применения по буримости пород — Пб = 10 ч 14.

3. Тяжелые. Рациональная область применения по буримости пород — Пб = 14 ч 18

Основные технические параметры станков шарошечного бурения приведены в таблице. Буровые станки смонтированы на гусеничном ходу — обычно на УГ60 (унифицированном гусеничном).

Станки шарошечного бурения получили наибольшее распространение (ими производится 70 % объема буровых работ).

Основными достоинствами этих станков являются: высокая производительность (20 — 150 м/смену), непрерывность процесса бурения, возможность его автоматизации. Недостатки: большая масса станков и малая стойкость долот при бурении труднобуримых породах. Обслуживают во время работы шарошечные буровые станки два специалиста: машинист и помощник машиниста.

Пневмоударные станки (СБУ) ударно-вращательного действия имеют в качестве рабочего органа пневмоударник, погруженный в скважину при помощи штанги. Сжатый воздух, поступающий по буровой штанге, приводит в действие пневмоударник. Буровая коронка, которого наносит по забою скважины 1700 — 2500 ударов в минуты. Одновременно пневмоударник вращается вместе со штангой. Буровая мелочь удаляется из скважины водовоздушной смесью или сжатым воздухом. Коронки для бурения скважин используются разнообразной конструкции: однодолотчатые, крестовые и др. Основные модели станков и их характеристики приведены в таблице 6.

Станки с погружными пневмоударниками применяются для бурения скважин в породах с Пб = 5 ч 20 Станки очень удобны для заоткоски бортов, выравнивании подошвы уступов. Эти станки целесообразно применять при высокоабразивных, весьма и исключительно труднобуримых породах, производительность станков при этом достигает 10 — 25 м/см. Затраты на обуривание 1 м3 породы в 1.5 — 2.5 раза выше. Чем при шарошечном бурении. Основные недостатки: малая стойкость буровых коронок, низкая производительность и большое пылеобразование. Эти недостатки относятся в основном к станкам отечественного производства. Станки импортного производства, например Фирмы Атлас Копко обладают высокой производительностью, высокой стойкостью буровых коронок, имеют надежные пылесборники. Буровой шлам, поступающий в пылесборники в дальнейшем используется геологической службой для определения качества полезного ископаемого.

2.3 Расчет и выбор, описание бурового станка

В своей курсовой работе для БВР я принимаю буровой станок СБШ-250/270 , так как этот станок отлично зарекомендовал себя при работе в условиях Крайнего Севера.

Таблица 3 — Техническая характеристика бурового станка СБШ-250/270

Показатели	СБШ-250/270/РД-10/ ОАО «Рудгормаш»
Диаметр долота, мм	244,5; 269,9
Глубина скважины, м, не более	36
Направление бурения к вертикали, град.	0; 15; 30
Длина штанги/ход непре-рывной подачи, м	12,5/12,5
Осевое усилие, кН, не более	350
Скорость подачи/подъема бурового снаряда, м/с	0,025/0,63
Частота вращения долота, с-1	0,2-2,5
Крутящийся момент на вращателе, кНЧм	4,2
Подача компрессора, м3/с	0,53
Мощность электродвигателей, кВт: установленная вращателя компрессора хода	430 68 200 44
Тип привода	Высоковольтный электропривод
Ходовое оборудование	УГ-70М
Скорость передвижения, км/ч	0,84
Масса станка, т	85

1. Определяем показатель трудности бурения:

Тб = 0,07(усж+усдв)+0,7Чг, (1)

где: усж,усдв — пределы прочности на сжатие и сдвиг; г- плотность породы, т/м3.

Тб= 0,07(85+8,5)+0,7Ч2,5?8,3

2. Техническая скорость бурения:

Vт = 400Ч PосЧ nвр/ (ТбЧD2), м/мин (2)

где: Pос — осевое усилие подачи, кН; nвр — частота вращения долота, с.

Необходимое осевое усилие Pос (кН) подачи на долото с диаметром D (мм) для разрушения породы крепостью ѓ определяем:

Pос = 10-3ЧКЧусжЧD, кН (3)

Где К = 6ч8 — большие значения коэффициента для более крупных долот;

• усж — предел прочности породы при одноосном сжатии, МПа.

D = 270мм = 0,351 м; усж — 85 МПа

Pос = 10-3Ч7Ч85Ч0,351 = 0,2 Н

Vт = 400Ч0,2Ч0,19/(7,8Ч0,3512) = 14,5 м/ч = 0,24 м/мин.

3. Теоретическая скорость бурения:

V = Vт/0,8, м/мин (4)

V = 14,5/0,8 = 18,1 м/ч = 0,3 м/мин

4. Сменная производительность при времени смены Tсм = 8 часов и коэффициенте использования нормативного времени Кц = 0,8:

Псм = КцЧ TсмЧ Vт , м/смену. (5)

Псм = 0,8Ч8Ч14,5 = 92,8 м/смену.

Удельные затраты времени на чистое бурение:

tб = 1/V, мин/м (6)

tб = 1/18,1 = 0,055 ч/м = 3,31 мин/м.

6. Вместимость 1 пог. м скважины определяется выражением:

, кг/м, (7)

д — плотность заряжания (при механизированном заряжании) д=1500

145 кг/м.

7. Определение величины сопротивления по подошве (СПП)

СПП для вертикальных скважин по упрощенной формуле, рекомендуемой «Техническими правилами ведения взрывных работ на дневной поверхности»:

Wp = 0,9

• , м; (8)

Wp = 0,9·м,

где m — коэффициент сближения скважин (в расчете принимаем m=1)

q — проектный удельный расхода ВВ

8. Расчет параметров сетки скважин.

Расположение скважин на уступе в плане принимается прямоугольное.

Расстояние между скважинами в ряду (a) и между рядами скважин (b):

a= m Ч Wp (9)

а = 0,8Ч9,5 = 7,6 = 8 м

b = m ЧWp (10)

b = (0,85ч1,0) Ч 9,5= 9 м.

9. Определим длину забойки lзаб по формуле (для труднобуримых пород):

(11)

,м

Определим длину заряда lзар по следующей формуле:

lзар=Lс-lзаб (12)

lзар=16 — 7= 9м

10. Продолжительность вспомогательных операций Tв, проводимых после подъема става и до начала бурения очередной скважины, состоит из затрат времени на:

• съем станка с домкратов и подъем фартука пылесборника, tсд = 1,5 мин;
• V переезд от скважины к скважине со скоростью 0,5м/с,

tх = a/V, (мин)

tх = 8 /0,5 = 16c = 0,25мин

• постановку станка на домкраты, tпд = 2,5 мин;
• подвод подачи от центратора (lц = 2 м) к поверхности уступа со скоростью подачи 0,5 м/с и забуривание долота и стабилизатора на их высоту (hсд = 0,4+0,5 = 0,9 м) со скоростью 0,02 м/с на уменьшенных оборотах долота и усилий подачи,

tп = Lц/0,5 + hсд/0,02, мин (13)

tп = 2/0,5Ч48,2+0,9/0,02Ч48,2 = 1,01 мин.

• наращивание става до полной глубины скважины: lш — наращивание става штангами (lш = 10,7м); Lскв = 16, м

Nшт = Lскв / lш (14)

Nшт = 16 / 10,7 = 1,5= принимаем 2 штанги на скважину

Время замены штанги при наращивании tзш = 1,5 мин.

tн = Nшт Ч tзш (15)

tн = 2 Ч 1,5 = 3 мин.

• время демонтажа штанги tд = 1,8 мин.

Демонтаж става после достижения заданной глубины скважины

tд = 2 штанг по 1,8 мин = 3,6 мин.

• подъем и опускание мачты tпм = 0 мин; заменена долота tзд = 0 мин. (не производятся в данную смену).

Tв = tсд+ tх+ tпд+ tп+ tн+ tд, мин. (16)

Tв = 1,5+0,25+2,5+1,01+3+3,6 ? 12 мин.

11. Сумма удаленных затрат времени на выполнение вспомогательных технологических операций при бурении одной скважины глубиной H = 18 м.

tв = Tв / Lскв, мин/м (17)

tв = 12 / 16 = 0,75 мин/м

12. Расчет производительности:

Псм.ст=КцЧТсм/(tб+tв),м/смену (Тсм=8ч -1ч = 420мин.) (18)

Псм.ст = 0,8Ч420/(3,35+0,75) = 82 м/смену.

Псут.ст = Псм Ч nсм где nсм количество смен в сутках (19)

Псут.ст = 82 Ч 3 = 246м/сутки

Пгод.ст = Псут Ч n.д. где n.д. количество рабочих дней в году (20)

Пгод.ст = 246 Ч 247 = 60762м/год

13. Выход горной массы с одного погонного метра скважины:

Пг.м.= Hуст. Ч a Ч b, м3 (21)

Пг.м.= 15Ч8Ч9 = 1080 м3 1080/15= 72м3 с 1 погонного метра скважины

14. Количество горной массы подготавливаемой станком за год

Пг.м.г.= Пгод.ст Ч П.г.м. Пг.м.г.= 60762 Ч 72 = 4374864м3 (22)

15. Расчет количества буровых станков

Nст = Пгод / Qг.м.г Nст = 15000000 / 4374864 = 3,42ед. (23)

где Пгод годовая производительность предприятия (15000000м3).

Принимаем 4 cтанка

3. ВЫЕМКА ГОРНОЙ МАССЫ

Работы по выемке и погрузке горных пород заключаются в перемещении этой массы от места забоя выемочно-погрузочным оборудованием в транспортные средства. Для процесса выемки-погрузки на карьерах используются машины-экскаваторы с цикличным и непрерывным действием.

В машинах с цикличным действием, например, одноковшовых экскаваторах, погрузчиках, колесных скреперах, бульдозерах, рабочее приспособление состоит или из одного ковша, или режущего инструмента, выполняющего функции выемки и перемещения добытой горной массы. У машин с непрерывным действием, к которым относятся многоковшовые цепные и роторные экскаваторы, рабочий орган сделан из нескольких ковшей, движущихся по замкнутой траектории без остановки.

Забой с виду выглядит как торец или откос, небольшой уступ. По структуре пород забойные места бывают однородными и разнородными. Однородные имеют одинаковые свойства пород, а в разнородных забоях — встречаются различные. Разработка простых забоев осуществляется с помощью валового способа. А в сложных добыча полезных ископаемых различных сортов производится раздельно. В зависимости от отношения расположения забоя к горизонтальной поверхности и установки выемочно-погрузочного механизма различают выемку верхнюю, нижнюю и смешанную. Аналогично бывает верхняя, нижняя и смешанная погрузка.

Для выемочно-погрузочных работ на карьерах чаще всего используются экскаваторы. Зачерпывание горных масс, ее доставка к месту разгрузки и осуществляются одноковшовыми экскаваторами. Вместе эти операции представляют рабочий цикл машины. Вот почему одноковшовый экскаватор является машиной цикличного действия. Многоковшовые экскаваторы эти операции делают одновременно, поэтому они относятся к машинам непрерывного действия.

По типу оборудования и одноковшовые, и многоковшовые экскаваторы работают на электрических, дизель-электрических и дизель-гидравлических моторах. Также выемка пород может осуществляться механическими лопатами. Различают такие способы забоев при использовании мехлопат: боковой, тупиковый, фронтальный.

При боковом забое обеспечивается высокая производительность экскаватора при небольшом угле поворота к разгрузке, рациональной подаче транспортных средств под погрузку. Тупиковый забой практикуется в случае прокладывания траншей.

3.1 Выбор и описание погрузочного оборудования

При разработке заданного месторождения применим экскаваторно-транспортно-отвальный комплекс оборудования — ЭТО, для которого характерно использование при выемке и погрузке экскаваторов цикличного действия, а для перемещения — всех видов транспорта.

Для производства выемочно-погрузочных работ в заданных условиях выбран:

Карьерный экскаватор KOMATSU PС 5500 — прямая карьерная мехлопата. Объем ковша, равный 23 м3, соответствует производительности по вскрыше. Максимальная высота черпания = 18,9 м.

Таблица 4 — Технические характеристики экскаватора KOMATSU РС-5500

Завод изготовитель	KMG
Вместимость ковша, м3	23
Максимальный радиус черпания, м	16,8
Максимальная высота черпания, м	18,9
Радиус вращения кузова, м	7
Длина гусеничного хода, м	9,1
Ширина гусеничного хода, м	7,15
Скорость передвижения по горизонтальной поверхности, км/ч	2,3
Уклон, преодолеваемый при передвижении, градус	31
Среднее удельное давление на грунт, кг/см2	2,39
Мощность двигателя, кВт (л.с.) 2 х CUMMINS K1500E (дизель)	1880 (2520)
Продолжительность цикла, с	25
Масса экскаватора с противовесом, т	490

3.2 Расчет параметров выемки

1. Теоретическая производительность:

Птеор.э = (3600 ч t) ЧVЧ, м3/ч (24)

где: V — вместимость ковша экскаватора, м3; t — время рабочего цикла,

Птеор.э = (3600 ч 25) Ч 23 = 3312 м3/ч

2. Техническая производительность:

Птех.э.= Птеор. Ч kз Ч kэ, м3/ч (25)

где: kз — коэффициент забоя, учитывающий влияние вспомогательных операций kз=0,85ч0,9; kэ- коэффициент экскавации kэ=0,55.

Птех.э = 3312 Ч 0,9 Ч 0,55 = 1640 м3/ч

3. Сменная производительность:

Пэ.см.= Птех.Ч Tсм Чkи.э., м3/смену (26)

где: Tсм — продолжительность смены, Tсм = 8ч — 1ч(обед + пересменок + обслуживание)., kи.э — коэффициент сменного времени экскаватора (0,8ч0,9)

Пэ.см = 1640 Ч 7 Ч 0,9 = 10328 м3/смену

4. Часовая эксплуатационная производительность:

Пч.э. = Пэ.см/ Tсм, м3/ч (27) Пч.э. = 10328 / 8 =1291 м3/ч

5. Годовая эксплуатационная производительность:

Пэ.г. = Пэ.см Ч nд Ч nсм, м3/год (27)

Пэ.г. = 10328 Ч 247 Ч3 = 7653048 м3/год

6. Определяем парк:

Nэкс = (Пгод Ч ) ч (Пэ.г Ч kкл) (28)

где:

• коэффициент разрыхления горной массы (1ч1,5) kкл — коэффициент климатических условий (kкл = 0,8);
• Nэкс = (15000000 Ч 1,5) ч (7653048 Ч 0,8) = 3,67 шт.

Принимается 4 экскаватора, работающих 741 смену в году по восьмичасовому графику. Три экскаваторов являются основными. Четвёртый экскаватор, ввиду неполной загрузки производственной мощности, является резервным или используется на проходке траншей.

3.3 Расчет параметров рабочей площадки

При расчете ширины рабочей площадки необходимо исходить из того, чтобы ее ширина была минимальной. Чем меньше ширина рабочей площадки, тем больше угол откоса рабочего борта и меньше текущий коэффициент вскрыши, а это, в свою очередь, приводит к снижению себестоимости добычи единицы полезного ископаемого. Ниже рассмотрен расчет ширины рабочей площадки при разработке рыхлых и скальных пород (рис. 1).

Рис. 4 — Схема к расчету ширины рабочей площадки

Таблица 5 — Параметры для определения ширины рабочей площадки с применением автотранспорта (KOMATSU 830E-АС)

Расстояние от нижней бровки уступа до оси движения транспорта C2, м	Расстояние между осями автодорог E, м	Расстояние от оси автодороги до полосы размещения устройств электроснабжения C1, м
12	12	5

При применении на карьере на вскрышных работах автомобильного транспорта ширину рабочей площадки (м) по взорванным породам определяют следующим образом:

ШРП = ВР + C2 + E + C1 + bП, (30)

где С2 ? расстояние от нижней бровки уступа (развала) до оси транспортной полосы (табл. 4), м; Е? расстояние между осями автомобильных дорог (табл. 4), м; С1 ? расстояние от оси автодороги до полосы размещения устройств электроснабжения (табл. 4), м; bП ? ширина призмы возможного обрушения,м; ВР ? ширина развала взорванной породы (принимается, что погрузка взорванной породы осуществляется за два прохода экскаватора, поэтому ширина развала принимается кратной двум проходам экскаватора

ВР = 2 АЭ, м.

bП = НУ (ctgбУ ?ctgб), (31)

где: б, бУ — соответственно, рабочий и устойчивый углы откоса уступа (б = 75°, бУ = 70°), град.

bП = 15 (ctg75 -ctg70) = 4,64 ? 5

ШРП = 50 + 12 + 12 + 5 + 5 = 84м

4. ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ ГОРНОЙ МАССЫ

Транспортирование горной массы в горной промышленности является одним из наиболее трудоемких процессов, на долю которого приходится 40-50%, а в некоторых случаях — 60-65% от общих эксплуатационных расходов.

Основные технические задачи в области развития транспорта:

Замена изношенных, морально устаревших машин, на новые, более совершенные.

Создание специальных типов машин.

Уменьшение коэффициента тары машины и увеличение сроков эксплуатации кузовов.

Создание материалов для изготовления высокопрочных покрышек.

Увеличение коэффициента технической готовности парка автомашин, их коэффициента использования во времени.

Создание новых и совершенствование старых ремонтных баз.

Автоматизация автомобильного транспорта.

Применение автомобильного транспорта в сочетании с другими транспортными машинами.

Эффективность работы транспорта в большей степени зависит от оптимальности принимаемых технологических решений. Ошибки при проектировании транспорта и установлении его технологических параметров в условиях современных масштабов горных работ приводят к большим экономическим потерям.

Выбор вида карьерного транспорта определяется главным образом характеристикой транспортируемого груза, расстоянием транспортирования и масштабом перевозок. Основные факторы, определяющие выбор вида транспорта — производственная мощность карьера по горной массе, расстояние транспортирования, условия залегания месторождения и глубина карьера, а также характеристика транспортируемой горной массы, срок существования карьера, тип погрузочного оборудования, природно-климатические условия и др.

Основные виды карьерного транспорта — железнодорожный карьерный транспорт, автомобильный карьерный транспорт и конвейерный транспорт.

Железнодорожный карьерный транспорт — технологический процесс перемещения горной массы на открытых разработках рельсовым транспортом. В широком смысле — комплекс, объединяющий основное (подвижной состав) и вспомогательное оборудование, железнодорожный путь, технические средства управления производством работ, а также средства технического обслуживания и ремонта оборудования.

Основные достоинства железнодорожного карьерного транспорта: высокая надёжность в работе, низкая себестоимость перевозок, незначительная зависимость от климатических условий. Основной недостаток — сравнительно высокая капиталоёмкость. Также к недостаткам железнодорожного транспорта относятся небольшие преодолеваемые уклоны в грузовом направлении, большие радиусы закруглений, значительные затраты на передвижку временных путей на уступах и отвалах.

Автомобильный карьерный транспорт — технологический процесс перемещения горной массы из карьера с помощью автосамосвалов на отвал, на перегрузочный пункт или к приёмному устройству обогатительной фабрики. В широком смысле — комплекс, объединяющий транспортные средства и вспомогательное оборудование, карьерные автодороги, технические средства управления производством работ, а также средства технического обслуживания и ремонта оборудования и дорог.

Основными преимуществами автомобильного транспорта по сравнению с железнодорожным, являются: высокая маневренность, способность преодолевать значительные уклоны, небольшие радиусы поворота, отсутствие трудоемких работ по передвижке путей и контактной сети, увеличение производительности экскаваторов за счет сокращения их простоев в ожидании погрузки. К недостаткам автомобильного карьерного транспорта относятся: ограничение до 3-4 км расстояния транспортирования грузов, зависимость эксплуатации дорог и подвижного состава от климатических условий, высокая загазованность окружающей среды при работе автотранспортных средств.

Конвейерный транспорт — технологический процесс перемещения горных масс с помощью конвейеров на подземных и открытых разработках месторождений полезных ископаемых. В широком смысле — комплекс, объединяющий конвейеры и вспомогательное оборудование, технические средства управления производством работ, а также технического обслуживания и ремонта. Конвейерный транспорт применяют, в основном, в карьерах большой производственной мощности (свыше 20 млн. т в год) и при большой глубине (свыше 150 м) для транспортирования мягких вскрышных пород в комплексе с мощными роторными экскаваторами. Расстояние транспортирования — до 2—3 км, иногда — до 10—20 км.

Конвейерный транспорт обладает многими положительными особенностями, к которым следует отнести, прежде всего, его высокую производительность. В современных конструкциях ленточных конвейеров применяются ленты шириной до 3 м (3,3 м), скорость движения которых достигает 6 м/с при транспортировании скальных и до 12 м/с при транспортировании рыхлых пород.

Эти параметры позволяют повысить производительность конвейерного транспорта до 40 тыс. т/ч. Конвейерный транспорт позволяет осуществлять бесперегрузочную доставку грузов от склада предприятия — отправителя непосредственно на склад предприятия — получателя, что исключает их потери и разубоживание. Но главным преимуществом конвейерного транспорта по сравнению с универсальными является возможность полной автоматизации управления его работой, что обуславливает минимальную численность обслуживающего персонала.

Эти особенности конвейерного транспорта при определённых условиях делают его применение предпочтительным по сравнению с железнодорожным и автомобильным транспортом.

4.1 Выбор и описание средств транспортирования

В данной работе в качестве основного карьерного транспорта выбирается автомобильный транспорт. Это обусловлено следующими факторами и преимуществами автотранспорта:

• сравнительно небольшие объемы перевозок на карьере;
• мобильность автотранспорта;
• упрощение процесса отвалообразования в сравнении с другими видами транспорта;
• возможность сокращения длины транспортных коммуникаций благодаря возможности двигаться по относительно крутым подъемам автодорог;
• автономность, то есть независимость от внешних источников питания энергией, благодаря чему возможно использование автотранспорта в период строительства карьера.

Рациональное отношение емкости кузова автосамосвала Va к емкости ковша экскаватора E должно находиться в пределах 4 — 10. Данной характеристике соответствует карьерный автосамосвал KOMATSU 830E-АС (грузоподъемность — 221 т).

Таблица 6 — Технические характеристики KOMATSU 830E-АС

Двигатель
Марка	Komatsu
Модель	SDA16V160
Мощность	1761 кВт (2500л.с.)
Колличество цилиндров	16
Трансмиссия
Максимальная скорость	64 км/ч
Масса
Вес пустого	164200 кг
Вес груженого	385848 кг
Распределение веса спереди — пустой	50 %
Распределение веса сзади — пустой	50 %
Распределение веса спереди — груженый	33 %
Распределение веса сзади — груженый	67 %
Скидывание
Номинальная грузоподъемность	221353 кг
Объем кузова по борта	117 м3
Объем кузова с «шапкой»	147 м3
Время подъема	25 сек
Время опускания	27 сек
Размеры
Габариты (Д,Ш,В)	14150 Ч 7320 Ч 6880 мм
Колесная база	6350 мм
Дорожный просвет	1280 мм
Высота выгрузки	13410 мм
Клиренс	1840 мм

Тип дорожного покрытия выбирается с учетом срока эксплуатации дороги, интенсивности движения, типа подвижного состава и наличия местных дорожно-строительных материалов.

На стационарных дорогах мощных карьеров с большой интенсивностью движения (2000 3000 рейсов автосамосвалов в сутки) применяется цементобетонное или асфальтобетонное покрытие. При меньшей интенсивности (1000 1500 рейсов автосамосвалов в сутки) используется щебеночное покрытие с пропиткой и поверхностной обработкой или покрытие, обработанное по способу смешения. Выбираем щебеночное покрытие с пропиткой и поверхностной обработкой.

Принимаем схему обмена автомашин в забоях с петлевым разворотом. Погрузку производят сзади, перенос ковша над кабиной не разрешается. На горизонте имеется один транспортный выход.

4.2 Расчет параметров транспортирования

1. Определяем расстояние транспортирования по наклонным путям и капитальной траншее:

lтран. = 10/60Ч1000 = 166,6=170м. (32)

lк.п.= 950 м — расстояние транспортирования по уступу.

lтр. до отв.= 500м. — расстояние транспортирования до отвала.

lна отв. = 20/60Ч1000 = 333м. (60)

lтр.по отв.= 150м. — расстояние транспортирования по отвалу.

2. Определяем общее расстояние транспортирования:

lобщ.= lтран + lк.п + lтр. до отв + lна отв. + lтр.по отв (33)

lобщ.= lобщ.= 950+170+500+333+150=2103м

3. Продолжительность движения автосамосвала:

(34)

где: , — длина участков пути с одинаковыми условиями движения соответственно с грузом и без груза, км; , — скорость движения автосамосвалов соответственно с грузом и без груза, км/ч.

3. Определяем продолжительность погрузки автосамосвала:

(35)

где: Va — объем кузова автосамосвала, м3;

• коэффициент учитывающий наполнение ковша экскаватора, =1;
• продолжительность рабочего цикла экскаватора; V — объем ковша экскаватора.