Движению автосамосвала

 

Д о р о г и	Скорости движения автосамосвала, км/ч	Основное удельное сопротивление движению, Н/кН
с грузом	без груза
Магистральные: · бетонные · щебеночные	34 – 45 30 – 32	45 – 50 36 – 42	15 – 20 30 – 45
Отвальные	14 – 17	16 – 19	до 150
Забойные	11 – 13	14 – 15	50 – 80
В наклонных выработках с уклоном 80 о/оо: · бетонные · щебеночные	16 – 18 12 – 14	30 – 35 25 – 30	15 – 20 30 – 45

 

Продолжительность разгрузки t_р автосамосвала включает время подъема кузова и время его опускания. Для автосамосвалов грузоподъемностью до 40 т она составляет 1 мин, при большей грузоподъемности автосамосвалов – 1,1-1,5 мин.

Продолжительность маневров при погрузке автосамосвала зависит в основном от схемы подъезда и находится в пределах 0-1,17; 0,33-0,41; 0,83-1,0 мин соответственно для сквозной, петлевой и тупиковой схем (см. рис. 4.2). При разгрузке автосамосвала продолжительность маневров составляет 0,66-0,83 мин.

Число рейсов автосамосвала в час:

N_р = 60 / Т_р . (4.38)

Производительность автосамосвала:

· техническая, м³/ч:

Q_ач = q_а N_р К_г К_ра /r_п . (4.39)

· эксплуатационная

- сменная, м³/смену: Q_а.см=Q_а.ч Т_см К_иа, (4.40)

- суточная, м³/сутки: Q_а.сут=Q_а.см n_см, (4.41)

- годовая, м³/год: Q_а.год=Q_а.сут n_год, (4.42)

где К_г – коэффициент использования грузоподъемности (К_г=q_гр/q_а, где q_гр, q_а – соответственно фактическая и паспортная грузоподъемность автосамосвала, т); К_ра – коэффициент разрыхления породы в кузове автосамосвала; r_п – плотность перевозной породы в целике, т/м³; Т_см – продолжительность смены (Т_см=8), ч; n_см – число смен в сутках (n_см=3); n_год – число рабочих дней в году (n_год=252); К_иа – коэффициент использования автосамосвала в течение смены (К_иа=0,7 0,8).

 

Пропускная способность автодороги – это максимально возможное число автосамосвалов, которые могут пройти через определенный участок в единицу времени (за час) в одном направлении:

N_п=60 К_нд / t_м=1000 К_нд n / l_б ³ N_р N_ар, (4.43)

где К_нд=0,5-0,8 – коэффициент неравномерности движения; t_м – интервал времени между автомобилями, мин; l_б - интервал между автосамосвалами, м; - скорость движения автомобиля по ограничивающему перегону ( ), км/ч; n – число полос движения в одном направлении.

l_б=0,278 t_р+[3,9(1-n ) /(1000 + ± i)]+l_м, (4.44)

где t_р=1-2 – время реакции водителя и время приведения тормозов в действие, с; n - коэффициент, учитывающий инерцию вращающихся масс автомобиля (для автомобилей с гидромеханической трансмиссией при движении с грузом n = 0,03-0,01; при движении порожняком n = 0,085-0,07; для автомобилей с электромеханической трансмиссией n = 0,1-0,15; =0,2-0,25 - коэффициент сцепления колес с дорогой при торможении; – основное удельное сопротивление движению автомобиля (см. табл. 4.8), Н/кН; i – уклон автодороги, ^o/_oo; l_м – длина автосамосвала, м.

 

Провозная способность автодороги:

М=N_п q_а К_г К_р /r_в ƒ ≥ V_гм.ч (4.45)

где М – провозная способность автодороги, м³/ч; ƒ =1,75-,0 – коэффициент резерва пропускной способности автодороги.

 

Производительность автотранспорта в значительной мере зависит от схемы подъезда автосамосвала к забою и установки его у экскаватора. В зависимости от размеров рабочей площадки и условий работы экскаватора возможен сквозной подъезд автосамосвала к экскаватору, подъезд с петлевым и тупиковым разворотами (рис. 4.2)

Рис. 4.2. Схемы подъезда автосамосвалов к экскаватору: а – сквозная;

б – с петлевым разворотом; в – с тупиковым разворотом

 

Сквозной подъезд применяют при наличии двух выездов с рабочего горизонта. Это самая простая и эффективная схема подъезда автосамосвалов к экскаватору.

Подъезд с петлевым разворотом используют при встречном движении автотранспорта и достаточной для разворота ширине рабочей площадки. Обычно время обмена самосвалов по этой схеме не превышает рабочего цикла экскаватора.

Подъезд с тупиковым разворотом используют в стесненных условиях при встречном движении автотранспорта, когда невозможно осуществить петлевой разворот. Чаще всего эту схему подъезда автосамосвала к забою применяют в тупиковых забоях при проведении траншей. При этом производительность автосамосвала, по сравнению с вышеприведенными схемами, на 10-15 % ниже.

Схема установки под погрузку зависит от числа автосамосвалов, одновременно находящихся в забое (рис. 4.3).

Рис. 4.3. Схемы установки автосамосвалов под погрузку: а – одиночная без разворота; б – одиночная с разворотом; в – спаренная двухсторонняя; г – спаренная односторонняя

 

Одиночную установку автосамосвалов в стесненных условиях производят параллельно оси забоя, при широких заходках – с разворотом.

Спаренная установка автосамосвалов позволяет повысить производительность экскаватора, но усложняет маневрирование автотранспорта и требует большего их количества.

 

Вопросы для самоконтроля

 

1. Назовите особенности работы карьерного транспорта.

2. Дайте определение грузопотоку карьера.

3. Какой уклон называют ограничивающим?

4. Что понимается под полезной массой поезда?

5. Назовите составляющие продолжительности рейса поезда, автосамосвала.

6. От каких факторов зависит производительность локомотивосостава, автосамосвала?

7. Дайте определение пропускной и провозной способности автомобильных и железных дорог.

8. В чем различие между плановым и исполнительным графиками движения поездов?

9. Назовите схемы подъезда автосамосвалов к забою и установки их под погрузку.

Литература: [1, c.102-132; 2, c.101-115; 3, c.150-162, 169-171;

4, c.265-271, 284; 5, c.277-343].

 

5. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ РАСЧЕТЫ ПАРАМЕТРОВ

ОТВАЛООБРАЗОВАНИЯ ПРИ ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОМ

И АВТОМОБИЛЬНОМ ТРАНСПОРТЕ

 

5.1. Общие сведения

 

Искусственная насыпь, образуемая в результате складирования пустых пород, называется отвалом, а совокупность производственных операций по приему и размещению вскрышных пород на отвале – отвальными работами.

По месту расположения отвалов относительно конечных контуров карьера различают внутренние (в контурах отвала) и внешние (вне контуров карьера) отвалы, по конструкции – одно- и многоярусные. Отвал вскрышных пород, как правило, представляет собой геометрическое тело в виде неправильной усеченной пирамиды или конуса и характеризуется следующими основными параметрами: высотой и числом уступов (ярусов), углом откоса отвала и уступа, числом, приемной способностью и длиной отвальных тупиков (участков).

Технологические схемы отвалообразования зависят главным образом от вида транспортирования вскрышных пород из карьера в отвал.

В настоящее время основной объем вскрышных пород перевозят на отвалы железнодорожным и автомобильным видами транспорта.

 

5.2. Отвалообразование при железнодорожном транспорте

 

При железнодорожном транспорте при складировании пустых пород применяют отвальные плуги, абзетцеры, бульдозеры и др., но 85-90% всех объемов складируемых пород укладывают мехлопатами и драглайнами.

В зависимости от технологических свойств складируемых пород применяют следующие схемы работы одноковшовых экскаваторов на отвале (рис.5.1, 5.2).

В случае, если складируемые породы обладают слабой устойчивостью, применяют схему последовательной отсыпки отвальных ярусов (см. рис.5.1а, б; 5.2 а, б).

Экскаватор при прямом ходе, располагаясь ниже уровня железнодорожных путей, проводит отсыпку только нижнего подуступа. Для приема вскрышной породы из думпкаров экскаватор сооружает приемный бункер, который перемещается по мере отсыпки подуступа. Длина приемного бункера составляет полуторную или двойную длину думпкара, глубина – 0,8-1,0 м. Состав на отвал подают вагонами вперед, а думпкары разгружают поочередно. При обратном ходе экскаватор укладывает породу в верхний подуступ отвального яруса.

Если складируемые породы устойчивы, то применяют схему с одновременной укладкой пустых пород в нижний и верхний подуступы (см. рис.5.1 в, 5.2 в).

В этой схеме вскрышу вначале укладывают в нижний подуступ на величину радиуса разгрузки, а затем – в верхний. Технология приема пустой породы из думпкаров и подачи вагонов аналогична вышеописанной схеме. Учитывая усадку пород в отвале, верхний подуступ отсыпают высотой, несколько превышающей уровень железнодорожного пути. После заполнения отвальной заходки экскаватор возвращают в первоначальное положение и начинают отсыпку новой заходки.

Параметры отвала определяют в следующем порядке.

Общая высота отвала на равнинной поверхности не должна превышать 30-60 м, на гористой – 100 м и более.

Высота яруса отвала при отсыпке его двумя подуступами:

Н_о = h₁ + h₂ , м. (5.1)

где h₁, h₂ – соответственно высота нижнего и верхнего подуступов, м.

h₅ + h₂ £ Н_р.max – е_о, (5.2)

где е_о – минимальный зазор между днищем открытого ковша и отсыпаемым отвалом (е_о = 0,7-1,0), м.

h₁ = (H_o + h₅) – h₂ ; (5.3)

h₅ = Н_о (К_р1 – К_ро), (5.4)

где h₅ – превышение вновь формируемой отвальной заходки над старой, м; К_р1 – коэффициент разрыхления породы, отсыпаемой в отвал; К_ро – коэффициент остаточного разрыхления породы в отвале.

К_ро = (1,06-1,15) К_р1; К_р1=(1,05-1,1)К_рк , (5.5)

где К_рк – см. формулу (3.38).

Шаг передвижки отвальных путей (ширина отвальной заходки), м:

А_о = R_ч + R_р, (5.6)

где R_р, R_ч – соответственно фактические радиус разгрузки и радиус черпания, м.

Приемная способность отвального тупика по объему в целике между двумя переукладками пути:

V_o = L_o А_о Н_о / К_ро, (5.7)

где V_о – приемная способность отвального тупика, м³; L_o – длина отвального тупика (принимают согласно заданию), м.

Продолжительность работы отвального тупика между двумя переукладками пути:

t_Т = V_o / V_сут, сутки, (5.8)

где V_сут – суточная приемная способность (по объему в целике) отвального тупика, м³/сутки.

V_сут = n_с V_гр, (5.9)

где n_c – число поездов, которые могут быть разгружены на отвальном тупике за сутки; V_гр – объем породы, перевозимой локомотивосоставом за один рейс (см. формулу (4.17) ).

n_с = К_нр Т_сут/ (t_o + t_разг )^-1, (5.10)

 

где К_нр – коэффициент, учитывающий неравномерность работы тупика (К_нр= 0,85-0,95); Т_сут – число часов работы отвального тупика в сутки (Т_сут=21), ч; t_o - время обмена поездов на отвале, ч; t_разг – время разгрузки поезда, ч.

t_o = 2L_об / V_о + t_в, (5.11)

где L_об – среднее расстояние от обменного пункта до отвального экскаватора (согласно заданию), км; V_о – средняя скорость движения поездов по отвальным тупикам (V_о = 15-20), км/ч; t_в - время на связь (при автоматической связи t_в = 0, при телефонной t_в = 0,05-0,1), ч.

L_об = 0,5 L_o; (5.12)

t_разг = n_д t_п, (5.13)

где t_п – продолжительность разгрузки одного вагона (t_п = 0,025-0,033- в летнее время, t_п = 0,05-0,07 – в зимнее время), ч.

 

Число отвальных тупиков в работе:

N_Тр = V_вс / V_сут, (5.14)

где N_Тр – число отвальных тупиков в работе, шт.; V_вс – среднесуточный объем вскрыши, поступающей на отвал (см. разд. 6), м³.

Общее число железнодорожных тупиков на отвале:

N_То = N_Тр(1 + t_пТ / t_Т), (5.15)

где N_То – число тупиков на отвале, шт.; t_пТ – продолжительность переукладки пути на отвальном тупике (t_пТ=(0,001-0,0016) L_o), сутки.

Производительность экскаваторов на отвале принимают на 25 % больше чем при выемке взорванных пород.

 

5.3. Отвалообразование при автомобильном транспорте

 

При транспортировании вскрышной породы на отвал автомобильным транспортом применяют бульдозерное отвалообразование, которое включает разгрузку автосамосвала на верхней площадке отвала, перемещение породы под откос отвала, ремонт и сооружение автодорог.

Существуют два способа бульдозерного отвалообразования – площадной и периферийный (рис. 5.3).

При площадном способе отвалообразования автосамосвалы разгружаются по всей площадке отвала, затем площадь отвала планируют и уплотняют катками. Аналогичным образом отсыпают последующие вышележащие слои. Бульдозерный отвал в этом случае развивается по вертикали. Из-за большого объема планировочных работ этот способ является более дорогостоящим, чем периферийный, поэтому он применяется редко, в основном при укладке мягких малоустойчивых пород (см. рис. 5.3, б).

При периферийном способе на устойчивых отвалах автосамосвалы грузоподъемностью до 75 т разгружаются прямо под откос, а большей грузоподъемности – на расстоянии 3-5 м от верхней бровки откоса отвала. Затем эту породу бульдозером перемещают под откос, т.е. в этом случае отвал развивается в плане. В целях безопасности, чтобы исключить возможность падения автосамосвала с отвала при непосредственной разгрузке под откос, у верхней бровки отвала устанавливают металлические упоры для задних колес автосамосвала или отсыпают породный вал высотой не менее 0,5D_к (D_к – диаметр колеса наибольшего из разгружающихся на отвале автосамосвалов) и шириной 2-3,5 м. Кроме этого, в этих же целях, поверхность бульдозерного отвала должна иметь уклон 3-5^о в сторону центра отвала (см. рис. 5.3, а).

Параметры отвала определяют в следующем порядке.

Высота отвала на равнинной поверхности составляет до 30-60 м, в гористой местности – до 150 м и более.

Площадь отвала:

S_o = V_в К_ро /Н_о К_ио , м² , (5.16)

где V_в – объем пород, подлежащих размещению в отвале за срок его существования (см. раздел 6), м³; К_ио – коэффициент, учитывающий использование площади отвала (при одном ярусе К_ио=0,8-0,9; при двух ярусах К_ио=0,6-0,7).

При известной площади, принятой форме и заданной одной из сторон отвала определяют размеры отвала в плане.

 

Рис. 5.3. Способы бульдозерного отвалообразования: а – периферийный; б – площадной

 

Среднее число автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение одного часа:

N_ч = V_вч К_нер / Q_ач, (5.17)

где V_вч – производительность карьера по вскрыше (см. разд. 6), м³/ч; К_нер – коэффициент неравномерности работы карьера по вскрыше (К_нер=1,25-1,5); Q_ач– производительность автосамосвала (см. формулу (4.43 )).

Число автосамосвалов, одновременно разгружающихся на отвале:

N_а = N_ч t_р / 60, (5.18)

где N_а и N_ч – число автосамосвалов, разгружающихся на отвале соответственно одновременно и в течение часа (N_ч= N_р (см. формулу (4.43)); t_р – продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала (t_р=1,5-2), мин.

 

Длина фронта разгрузки на отвале:

L_ф = N_а l_п, м, (5.19)

где L_ф – длина фронта разгрузки автосамосвалов на отвале, м; l_п – ширина полосы по фронту отвала, занимаемая одним автосамосвалом при маневрировании (l_п = 18-20), м.

 

Число разгрузочных участков отвала, находящихся в одновременной работе:

N_ур = L_ф / L_i, (5.20)

где L_i – длина одного участка (L_i = 60-80), м.

 

Число планировочных участков:

N_уп = N_ур. (5.21)

Число резервных участков:

N_у.рез = (0,5-1,0) N_ур, (5.22)

Общее количество участков:

N_у = N_ур + N_уп + N_у.рез. (5.23)

Общая длина отвального фронта работ:

L_фо = (60-80) N_у. (5.24)

Годовая производительность бульдозера:

Q_б.год = Q_бч К_и Т_см n_см n_год, (5.25)

где К_и – коэффициент использования бульдозера в течение смены (К_и=0,8-0,9); Т_см – продолжительность смены (Т_см=8), ч; n_см - число смен в сутки (n_см=3 или согласно режиму работы карьера); n_год – число рабочих дней бульдозера в году (n_год=252); Q_бч - часовая производительность бульдозера (Q_бч=300-400) или согласно рекомендациям [8] она может быть рассчитана по формулам (7.15) – (7.21).

 

Вопросы для самоконтроля

 

1. Дайте определение отвала.

2. Назовите отличительные признаки внутренних и внешних отвалов, их достоинства и недостатки.

3. Какими основными параметрами характеризуется отвал?

4. Назовите средства механизации отвалов при использовании железнодорожного транспорта, автотранспорта.

5. Дайте характеристику технологических схем отвалообразования мехлопатами, драглайнами, бульдозерами.

6. От каких факторов зависит емкость отвала, приемного тупика?

7. Назовите достоинства и недостатки площадного и периферийного способов отвалообразования, условия их применения.

 

Литература: [8, с. 270-285, 323-326; 6, с. 395-414;

9, с. 283-289, 290-291].

 

 

6. ВЗАИМОСВЯЗЬ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ ПРОЦЕССОВ

 

6.1. Общие положения

 

Все рассматриваемые основные производственные процессы являются взаимосвязанными и составляют звенья единого непрерывного технологического комплекса открытых горных работ (ОГР), а их совокупность, обеспечивающая изменение агрегатного состояния горных пород, их погрузку, переработку, складирование и, в случае необходимости, переработку, составляет технологию ОГР. Технология ОГР должна базироваться на принципах поточности, совмещении и независимости производственных процессов, обеспечении кратчайших расстояний перемещения горной массы, максимальном использовании технических возможностей горного оборудования и минимуме вспомогательных работ при условии выполнения требований техники безопасности и качества добываемого полезного ископаемого и иметь конечную цель достижения заданных объемов их добычи с максимальной прибылью от реализации конечной продукции.

Таким образом, основная задача, обеспечивающая конечную цель технологии ОГР, заключается в согласовании и увязке комплекса горных и вспомогательных работ с порядком использования и расстановкой оборудования. Решение этой задачи сводится к установлению оптимальной последовательности выполнения во времени и пространстве всех буровых, взрывных, экскаваторных, транспортных, отвальных и связанных с ними вспомогательных работ и определению типа необходимого количества горного оборудования.

Выполнение этих работ можно осуществлять по закрытому циклу, когда горные машины и оборудование жестко закреплены друг с другом и без закрепления (открытый цикл).

Буровзрывные работы. При жестком закреплении сокращают перегоны буровых станков, упрощают организацию работ на уступе благодаря непрерывной последовательности их выполнения. Но при этом необходима строгая взаимоувязка производительности буровых станков и экскаваторов.

При открытом цикле возможны более гибкая организация труда и повышение производительности бурового и выемочно-погрузочного оборудования. Но чаще производят перегоны станков с уступа на уступ, отключения и подключения к электросети и другие непроизводственные работы, что снижает степень использования буровых станков.

Комбинированную (по открытому и закрытому циклам) организацию следует применять, если производительность одного или группы станков значительно отличается от требуемой.

При разработке скальных и полускальных пород экскаваторные блоки обычно делят на отдельные рабочие блоки, в каждом из которых последовательно выполняют отдельные процессы. Каждый блок длиной 120-250 м находится в одном из состояний: ожидания работ (в резерве); подготовки к бурению (планировка площадки, заездов и др.); бурения; подготовки к взрыву (зарядка и забойка скважин) и взрывания; экскавации породы. При этом возможны переходы из одного состояния в другое (рис. 6.1).

 

Рис. 6.1. Варианты смены состояний рабочих блоков на уступе:

а – одного блока; б,в – смежных блоков соответственно при бурении без опережения и с опережением на один блок; П, Б, З, В, Э – состояния блока: соответственно подготовка, бурение, заряжание, взрывание, экскавация; индексы «Н» и «К» означают начало и конец работы

При последовательном обуривании и взрывании рабочих блоков бурение очередного блока начинают только после взрывания предыдущего (рис. 6.1, а). Данную схему применяют при отсутствии достаточного запаса взорванной породы и при ограниченном фронте работ. Недостатки схемы: необходимость отгона буровых станков при взрывании и жесткая взаимосвязь между бурением и экскавацией.

При отставании буровых работ взрывают не полностью обуренный блок, при этом блок начинают обуривать от границы со взорванным ранее блоком. При достаточной надежности буровых работ обуривание блока ведут в обратном порядке – к границе со взрывом - так что простои в начале бурения блока позволяют совместить обратный перегон станка перед следующим взрывом с разбуриванием скважин (рис. 6.1, б).

При бурении с опережением на один блок (рис.6.1, в) наличие промежуточного обуренного блока (между обуриваемым и взорванным блоками) позволяет увеличить запас взорванной породы, ликвидировать дополнительные перегоны станков при взрывании, простои их при вторичном взрывании и др. Эта схема при достаточном фронте работ эффективнее, особенно в зимнее время. В весенний период стремятся свести к минимуму запас пробуренных скважин.

На карьерах с узкими рабочими площадками, где взрыв одного блока ведет к остановке горных работ на соседних уступах, применяют каскадные взрывы, то есть взрывают блоки сразу на трех – четырех уступах. Такой порядок буровзрывных работ обеспечивает определенные преимущества в использовании горного оборудования, но увеличивает взаимосвязь производственных процессов и возникающие при этом недостатки.

Выемочно-погрузочные, транспортные и разгрузочные работы. Работа экскаваторов, подвижного состава и отвального оборудования образует единый погрузочно – транспортно - разгрузочный процесс, требующий большой четкости выполнения и постоянного взаимного согласования всех операций.

При закрытом цикле за каждым экскаватором в течение смены закрепляют определенное число поездов или автомашин. При длительной остановке экскаватора, необходимости перевозок только полезного ископаемого и др. подвижной состав перераспределяют по другим экскаваторам, а при выполнении вспомогательных работ подвижной состав может простаивать. В свою очередь, из-за неравномерного движения транспорта, особенно железнодорожного, могут простаивать экскаваторы. Поэтому закрытый цикл при железнодорожном транспорте применяют редко: для обслуживания небольшого числа экскаваторов, при погоризонтных отвалах.

При открытом цикле транспорт закрепляют в течение смены за несколькими или всеми экскаваторами технологического комплекса. При подъезде к карьеру транспортные средства направляют к тому забою, где погрузка их может быть произведена с наименьшими потерями времени. В этом случае за счет снижения организационных простоев повышается коэффициент использования и производительность экскаваторов, уменьшается число одновременно находящихся на линии транспортных средств.

 

6.2. Расчет необходимого количества горного оборудования

 

Расчет необходимого количества горнотранспортного оборудования выполняют исходя из его производительности, заданных годовых объемов вскрышных пород и полезного ископаемого.

Необходимое количество буровых станков в работе (рабочий парк):

· по вскрыше:

;

(6.1)

· по полезному ископаемому:

,

(6.2)

где - соответственно годовая производительность бурового станка по скальным породам и полезному ископаемому, м/год; - соответственно годовой объем бурения по коренным породам и полезному ископаемому, м/год.

 

(6.3)

где - соответственно годовой объем по коренным породам (м³/год) и полезному ископаемому (т/год) (в соответствии с заданием); - плотность полезного ископаемого ( т/м³); - соответственно выход горной массы с 1м скважины по коренным породам и полезному ископаемому, м³/м.

 

(6.4)

где - соответственно расстояние между скважинами и между рядами скважин, высота уступа и длина скважин по коренным породам и полезному ископаемому, м.

 

Инвентарный парк буровых станков по вскрыше ( ) и полезному ископаемому:

(6.5)

где - коэффициент резерва буровых станков ( ).

 

Здесь и далее величина рабочего парка машин может быть дробной, инвентарного – целой.

 

Необходимое количество экскаваторов в работе:

· по наносам:

(6.6)

· по коренным породам:

(6.7)

· по полезному ископаемому:

(6.8)

где - годовой объем наносов (в соответствии с заданием), м³/год; - соответственно годовая производительность экскаватора по наносам, коренным породам и полезному ископаемому, м³/год.

 

Инвентарный парк экскаваторов по наносам , по коренным породам и полезному ископаемому :

(6.9)

где - коэффициент резерва экскаваторов ( ).

 

Необходимое количество локомотивосоставов в работе:

· по наносам:

(6.10)

· по коренным породам:

(6.11)

· по полезному ископаемому:

(6.12)

где - соответственно годовая производительность локомотивосостава по наносам, коренным породам и полезному ископаемому, м³/год; - коэффициент неравномерности работы транспорта ( ).

 

Рабочий парк думпкаров (вагонов) по наносам , коренным породам и полезному ископаемому :

(6.13)

где - соответственно число думпкаров (вагонов) в поезде при транспортировании наносов, коренных пород и полезного ископаемого, шт.

 

Инвентарный парк локомотивов и думпкаров (вагонов) принимают на 20-25% больше рабочего парка.

Необходимое число рабочих автосамосвалов для обеспечения эффективной работы экскаваторов по видам работ: по наносам , коренным породам ; полезному ископаемому :

(6.14)

где - соответственно число автосамосвалов, необходимое для использования в комплекте с одним экскаватором, работающим на экскавации наносов, коренных пород и полезного ископаемого, шт.

 

Инвентарный парк автосамосвалов, с учетом находящихся в ремонте и техническом обслуживании, принимают на 20-30% больше рабочего.

Количество рабочих экскаваторов на отвале:

(6.15)

Общее количество экскаваторов на отвале (инвентарный парк):

(6.16)

где - коэффициент резерва экскаваторов на отвале ( ).

 

Количество рабочих бульдозеров на отвале:

(6.17)

где - коэффициент заваленности отвала породой ( ); - годовая производительность бульдозера на отвале ( или согласно [13]), м³/год.

 

Инвентарный парк бульдозеров:

(6.18)

где - коэффициент резерва бульдозеров на отвале ( ).

 

 

Вопросы для самоконтроля

 

1. Что составляет технологию ОГР?

2. Какие работы относят к закрытому циклу? Открытому циклу?

3. Назовите варианты состояний рабочих блоков на уступе.

4. Как рассчитывать рабочий и инвентарный парк буровых станков, экскаваторов, транспортных средств?

 

 

СПИСОК РЕКОМЕНДУЕМОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

 

1.	Перечень взрывчатых материалов, оборудования и приборов взрывного дела, допущенных Госгортехнадзором России к постоянному применению.- М.: МГГУ, 1996.- 54 с.
2.	Единые правила безопасности при ведении взрывных работ.- М.: Госгортехнадзор, 1992.- 217 с.
3.	Типовая инструкция по безопасному проведению массовых взрывов на земной поверхности.- М.: Изд-во НПО ОБТ, 1993.- 24 с.
4.	Ташкинов А.С., Кузнецов В.И. Проектирование взрывных работ на угольных разрезах: Учеб. пособие/ Кузбас. гос. техн. ун–т.- Кемерово, 1995.- 86 с.
5.	Ташкинов А.С., Кузнецов В.И. Управление качеством взрывной подготовки пород на разрезах: Учеб. пособие/ Кузбас. гос. техн. ун–т.- Кемерово, 1995.- 150 с.
6.	Справочник. Открытые горные работы/ К.Н. Трубецкой, М. Г. Потапов, Е.К. Винницкий и др.- М.: Горное бюро, 1994.- 590 с.
7.	Справочник механика открытых работ. Экскавационно – транспортные машины цикличнго действия/ М.И. Щадов, Р.Ю Подэрни, Е.Н. Улицкий и др.; Под ред. М.И. Щадова, Р.Ю Подэрни.- М.: Недра, 1989.- 374 с.
8.	Ржевский В.В. Открытые горные работы. Ч. 1. Производственные процессы: Учеб. для вузов.- 4-е изд., перераб. и доп.-М.: Недра, 1985.- 509с.
9.	Анистратов Ю.И. Технологические процессы открытых горных работ: Учеб. для вузов по направлению «Горное дело» специальность «Открытые горные работы».-М.:Недра, 1995.-225с.
10.	Васильев М.В. Транспортные процессы и оборудование на карьерах. – М.: Недра, 1986. – 240с.
11.	Мельников Н.В. Краткий справочник по открытым горным работам. – 4-е изд., перераб. и доп.- М.: Недра, 1982. – 414с.
12.	Томаков П.И., Наумов И.К. Технология, механизация и организация открытых горных работ.-М.: МГГУ, 1994. – 464с.
13.	Типовые технологические схемы ведения горных работ на угольных разрезах / НИИОГР.- Челябинск, 1991.- 350с.
14.	Дополнения к типовым технологическим схемам ведения горных работ на угольных разрезах / КФ НИИОГР; НФ «КУЗБАСС-НИИОГР».- Кемерово, 1996.-34с.
15.	Временное положение о порядке и контроле ведения горных работ в опасных зонах на разрезах Кузбасса / НФ «КУЗБАСС-НИИОГР»; КузГТУ.- Кемерово, 1999.- 28с.