Методические указания для выполнения раздела «Расчёт комплексной механизации карьера» горной части дипломного проекта для студентов специальности 21.02.15 «Открытые горные работы»

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ РЕСПУБЛИКИ БАШКОРТОСТАН
4965100264Государственное бюджетное профессиональное
образовательное учреждение
Акъярский горный колледж имени И. Тасимова
МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ
для выполнения раздела «Расчёт комплексной механизации карьера» горной части дипломного проекта
для студентов специальности 21.02.15 «Открытые горные работы»
с. Акъяр, 2016 г.
Расчёт комплексной механизации карьера. Методические указания для выполнения раздела «Расчёт комплексной механизации карьера» горной части дипломного проекта для студентов специальности 21.02.15 «Открытые горные работы». Акъяр: АГКИТ, 2016. – 39 с.
Разработал:Ювшин М. А., преподаватель специальных дисциплин высшей категории, ГБПОУ Акъярский горный колледж имени И. Тасимова, горный инженер
Рецензенты:Ювшина М. А., преподаватель специальных дисциплин высшей категории, ГБПОУ Акъярский горный колледж имени И. Тасимова, горный инженер
Саитбаталов Р. Р., заместитель начальника ПТО по горным работам ЗАО «Бурибаевский ГОК»
© ГБПОУ Акъярский горный
колледж имени И. Тасимова, 2016

АННОТАЦИЯ
Горная часть является вторым разделом дипломного проекта и включает в себя два подраздела: подраздел 2.1 «Вскрытие и система разработки месторождения. Элементы системы разработки» и подраздел 2.2 «Расчёт комплексной механизации».
В данных указаниях рассматривается примерное содержание подраздела 2.1 и методика расчёта комплексной механизации карьера, состоящей из следующих разделов: выбор взрывчатого вещества (ВВ) для взрывных скважин; расчёт основных параметров скважинных зарядов; выемочно-погрузочные работы; определение необходимого количества ВВ; расчёт бурового комплекса; транспортирование горной массы; расчёт бульдозерного отвалообразования при автомобильном транспорте.
Указания включают пять приложений, в которых приведены значения поправочного коэффициента для расчёта осевого усилия на забой скважины, основные свойства промышленных ВВ, необходимые данные для расчёта времени рейса автосамосвалов, образцы чертежей горной части дипломного проекта.
Методические указания предназначены для студентов выпускного курса специальности 21.02.15 «Открытые горные работы».
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие…………………………………...…………………………...….……..4
1 Исходные данные для выполнения расчёта.................................................5
2 Горная часть…………………………………………………………….................7
2.1 Вскрытие и система разработки месторождения.
Элементы системы разработки…………………………………………………7
2.2 Расчёт комплексной механизации………………………………………….7
2.2.1 Выбор взрывчатого вещества (ВВ) для взрывных скважин……..7
2.2.2 Расчёт основных параметров скважинных зарядов...................10
2.2.3 Выемочно-погрузочные работы………………………………………………………16
2.2.4 Определение необходимого количества взрывчатого
вещества (ВВ)………………………………………………………………...20
2.2.5 Расчёт бурового комплекса………………………………………….22
2.2.6 Транспортирование горной массы………………………………….27
2.2.7 Расчёт бульдозерного отвалообразования при
автомобильном транспорте………………………………………………...33
Приложение А. Поправочные коэффициенты для расчёта
осевого усилия на забой скважины………………………………………………39
Приложение Б. Свойства взрывчатых веществ……………………………….40
Приложение В. Необходимые данные для расчёта времени
рейса автосамосвалов……………………………………………………………..43
Приложение Г. Образец выполнения Листа 1 графической
части дипломного проекта………………………………………………………...44
Приложение Д. Образец выполнения Листа 2 графической
части дипломного проекта (вариант 1)………………………………………….45
Список литературы…………………………………………………………………47
ПРЕДИСЛОВИЕ
В подразделе 2.1 «Вскрытие и система разработки месторождения. Элементы системы разработки» отразить следующие аспекты горного производства: способ вскрытия месторождения, систему разработки месторождения, направление развития горных работ, технологию ведения горных работ на карьере, ширину рабочей площадки, ширину временно нерабочей площадки, высоту рабочего уступа, ширину транспортной бермы, угол откоса рабочего уступа, углы откоса рабочего и нерабочего бортов карьера, руководящий уклон.
Расчёт комплексной механизации карьера выполняется в следующей последовательности:
Производится выбор взрывчатого вещества для проектируемых взрывных скважин при принятых на производстве вместимости ковша экскаватора и высоте рабочего уступа.
Рассчитываются основные параметры скважинных зарядов.
Выполняется чертёж основных параметров скважинных зарядов на формате А1 согласно приложению Г. Рекомендуемые масштабы изображения – 1:100, 1:150.
Производится расчёт выемочно-погрузочных работ, где определяется производительность экскаватора, принятого на производстве, параметры экскаваторного забоя.
Выполняется чертёж забоя экскаватора в развале согласно приложению Д. Рекомендуемые масштабы изображения – 1:100, 1:150.
Определяется необходимое количество взрывчатого вещества для взрывания всей проектной горной массы на карьере.
Рассчитывается буровой комплекс карьера, в котором обосновывается выбор модели бурового станка и все необходимые показатели для определения необходимого количества станков для заданного объёма обуриваемой горной массы.
Выполняется обоснование выбора оптимальной модели автосамосвала для перевозки вскрышных пород и руды и производится эксплуатационный расчёт автомобильного транспорта.
Производится расчёт бульдозерного отвалообразования при автомобильном транспорте с построением схемы внешнего отвала.
Выполняется чертёж отвала согласно приложению Д. Рекомендуемый масштаб изображения отвала – 1:1000.
1 ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ ВЫПОЛНЕНИЯ РАСЧЁТАОсновными исходными данными являются: производительность карьера по полезному ископаемому, тыс. т/год; коэффициент вскрыши, м3/т; дальность откатки полезного ископаемого на подъём Lу и по прямой Lп, км; дальность откатки вскрышной породы на подъём Lу и по прямой Lп, км; физико-механические свойства полезного ископаемого и вскрышных пород (плотность γ, т/м³, предел прочности образцов на одноосное сжатие σсж, МПа, предел прочности образцов при одноосном сдвиге σсд, МПа, предел прочности образцов на одноосное растяжение σр, МПа, средний размер отдельности в массиве lср, м).
Модель экскаватора, вместимость его ковша и высоту рабочего уступа принять по данным предприятия.
2 ГОРНАЯ ЧАСТЬ
2.1 Вскрытие и система разработки месторождения.
Элементы системы разработки
2.2 Расчёт комплексной механизации
2.2.1 Выбор взрывчатого вещества (ВВ) для взрывных скважин
Определяем требуемый диаметр взрывных скважин в зависимости от вместимости ковша принятого на месторождении экскаватора, мм:
dс = 17∙Е + 122 , (2.1)
где Е – вместимость ковша экскаватора (тип экскаватора и конкретную его модель принимаем по данным предприятия), м3.
Из условия равенства производительности бурового станка и экскаватора требуемый диаметр скважин определяем по формуле, мм:
dс = 100 ∙ Е . (2.2)
Полученные результаты в формулах 2.1 – 2.2 усреднить и принять стандартный ближайший диаметр скважин по диаметру шарошечных долот из следующего ряда: 146; 161; 171; 190; 215,9; 244,5; 269,9; 320 мм.
Определяем кондиционный (допустимый) размер куска горной массы при её погрузке экскаваторами, м:
lд ≤ η э ∙ η п ∙ η т ∙ 3Е , (2.3)
где η э – коэффициент, учитывающий тип экскаватора и схему его работы (для карьерных лопат с нормальным рабочим оборудованием η э принимается равным 0,75);
η п – коэффициент, учитывающий влияние плотности породы, определяется по таблице 2.1;
η т – коэффициент, учитывающий влияние низкой отрицательной температуры на надёжность работы экскаватора (для карьерных лопат с нормальным рабочим оборудованием при температуре эксплуатации от плюс 10 до минус 20°С η т принимается равным 0,98).
Таблица 2.1 – Значения коэффициента η п при различной плотности пород
Значение плотности горной породы в целике γ, т/м3 Значение коэффициента η п
1,7÷2,0 (плотные породы) 1,08
2,0÷2,5 (полускальные породы) 1,05
2,5÷3,2 (скальные породы) 1,00
3,2÷4,5 (тяжёлые руды) 0,90
0,8÷1,6 (угли) 1,14
Исходя из горнотехнических характеристик пород и степени их обводненности, выбираем ВВ с учетом их работоспособности и ниже приведенных рекомендаций.
С целью сокращения объемов переизмельчения горной массы «Нормативный справочник по буровзрывным работам» рекомендует при выборе ВВ учитывать скорость детонации ВВ (D, км/с), которая должна быть по возможности согласована с физико-техническими характеристиками пород разрыхляемого массива, то есть скорость детонации выбранного ВВ должна быть по возможности ближе к величине
D = γ ∙ f ∙ A,(2.4)
где γ – плотность разрыхляемого массива, т/м3;
f – коэффициент крепости пород массива;
А – акустический показатель трещиноватости массива, принимаемый в зависимости от группы грунтов по СНиП (таблица 2.2) или категории пород по трещиноватости (таблица 2.3).
Таблица 2.2 – Акустический показатель трещиноватости в зависимости от группы грунтов по СНиП
Группа грунтов по СНиП III IV V VI VII VIII IX X XI
Коэффициент крепости f 1,4 2,60 4,0 5,80 7,8 10,2 13,0 16,0 19,4
Акустический показатель трещиноватости массива А 0,1 0,15 0,2 0,25 0,3 0,40 0,50 0,60 0,80
Таблица 2.3 – Классификация массива горных пород по степени трещиноватости Междуведомственной комиссии по взрывному делу
Категория трещиноватости Степень трещиноватости (блочности) Среднее расстояние между естественными трещинами всех систем, м Акустический показатель трещиноватости А Содержание (%) в массиве отдельностей размером, мм
+300 +700 +1000
I Чрезвычайно трещиноватый (мелкоблочный) <0,1 0-0,1 <10 0 0
II Сильнотрещиноватый (среднеблочный) 0,1-0,5 0,1-0,25 10-70 <30 <5
III Среднетрещиноватый (крупноблочный) 0,5-1,0 0,25-0,4 70-100 30-80 5-40
IV Малотрещиноватый (весьма крупноблочный) 1,0-1,5 0,4-0,6 100 80-100 40-100
V Практически монолитный (исключительно крупноблочный) >1,5 0,6-1,0 100 100 100
После определения необходимой скорости детонации ВВ подбираем подходящее промышленное взрывчатое вещество с учётом степени обводнённости взрывных скважин по таблице приложения Б.
ВВ, обладающие высокими взрывчатыми характеристиками с теплотой взрыва не ниже 5000 кДж/кг, должны быть предназначены для взрыва крупноблочных трудновзрываемых и обводненных пород с зарядами малого диаметра.
Перспективно применение водосодержащих суспензий и эмульсионных ВВ, часть из которых имеют хорошую водоустойчивость и кислородный баланс, близкий к нулевому.
2.2.2 Расчёт основных параметров скважинных зарядов
Удельный расход эталонного ВВ по методу В. В. Ржевского, г/м3:
qэ = 0,2 ∙ (σсж + σсд + σр) + 2 ∙ γ , (2.5)
где σр – предел прочности горной породы на растяжение, МПа;
γ – плотность горной породы, т/м3.
По удельному расходу эталонного ВВ определяем класс взрываемости горной породы (руды и вскрыши) по таблице 2.4.
Таблица 2.4 – Характеристика горных пород по взрываемости
Класс
взрываемости горной породы Характеристика
взрываемости Категория взрываемости Эталонный расход, г/м3
I Легковзрываемые породы 1-5 < 20
II Средневзрываемые породы 6-10 20-40
III Трудновзрываемые породы 11-15 40-60
IV Весьма трудновзрываемые породы 16-20 60-80
V Исключительно трудновзрываемые породы 21-25 > 80
Определяем расчетный удельный расход выбранного ВВ по методике Гипроруды, кг/м3:
qр = qэ ∙ kвв ∙ kд.с ∙ kд.р ∙ kβ , (2.6)
где qэ – удельный расход эталонного ВВ, кг/м3;
kвв – переводной коэффициент от эталонного ВВ к применяемому (определяется по таблице приложения Б как величина, обратно пропорциональная коэффициенту взрывной эффективности;
kд.с – поправочный коэффициент на диаметр скважины, определяемый по таблице 2.5;
kд.р – поправочный коэффициент на размер кондиционного куска, определяемый по таблице 2.6;
kβ – поправочный коэффициент, учитывающий угол наклона скважины β к горизонту (при β = 90° Кβ = 1, при β < 90° Кβ = 0,93-0,95).
Таблица 2.5 – Величина поправочного коэффициента, учитывающего размер диаметра скважины
Диаметр скважины, мм 100 125 160 200 250 320 350 400
Поправочный коэффициент kд.с 0,92 0,93 0,95 0,98 1,0 1,05 1,07 1,10
Таблица 2.6 – Величина поправочного коэффициента, учитывающего размер кондиционного куска lд
Требуемый размер кондиционного куска lд, мм 100 250 500 750 1000 1250 1500 2000
Поправочный коэффициент kд.р 1,90 1,30 1,00 0,85 0,75 0,70 0,65 0,55
Определяем расчетный удельный расход ВВ (г/м3) по методике В.В. Ржевского:
qр = qэ · kвв · kд · kт · kс.з · kv · kс.п , (2.7)
где kвв – переводной коэффициент от аммонита № 6ЖВ к практически используемому ВВ;
kд – коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления (kд = 0,5/dср), dср определяется по формуле 2.26;
kт – коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва (kт = 1,2·lср+0,2);
kс.з - коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности зарядов ВВ и зависящий от диаметра скважины;
kv – коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой породы (kv =);
kс.п – коэффициент, учитывающий количество свободных поверхностей взрываемой части массива (kс.п=8);
lср – среднее расстояние между трещинами, м;
Ну – высота уступа, м.
Полученные значения расчётного удельного расхода по двум вышеуказанным методикам усредняем.
По диаметру шарошечного долота определяем диаметр взрывных скважин с учётом коэффициента разбуривания, мм:
dс=dд∙kразб ,(2.8)
где dд – диаметр долота, мм;
kразб – коэффициент разбуривания, принимаемый в зависимости от крепости пород по таблице 2.7.

Таблица 2.7 – Значение коэффициента kразб в зависимости от крепости горных пород
Крепость пород f 2 4 6 8÷10 12÷14 >16
kразб 1,00 1,05 1,04 1,031÷1,037 1,021÷1,03 1,02
Диаметр взрывных скважин определяем отдельно для руды и для вскрыши.
Определяем удельную вместимость скважины, кг/м:
p = 7,85∙d c2∙∆ ,(2.9)
где dc – диаметр пробуренной скважины, дм;
∆ - плотность заряда в скважине, кг/дм3 (принимаем равной 1,1 кг/дм3 при механизированном заряжании скважин).
Таким образом, определяется удельная вместимость скважин, пробуренных по вскрыше и по руде.
Величина преодолеваемого сопротивления по подошве, м:
W = 0,9 ∙рqp,(2.10)
Сопротивление по подошве по условиям безопасности расположения станка, м:
Wбез = Ну · ctqα + 3, (2.11)
где α – угол откоса рабочего уступа, градус.
Выполняем проверку величины линии наименьшего сопротивления по подошве по условию:
W ≥ Wбез (2.12)
Если условие 2.12 не выполняется, то увеличиваем диаметр скважины до ближайшего стандартного и пересчитываем формулы 2.8; 2.9 и 2.10 с последующей проверкой условия 2.12.
Длина перебура, м:
lп = 0,5·qp·W. (2.13)
Выполняем проверку lп по условию:
lп ≤ 0,3 · W. (2.14)
Если lп > 0,3 · W, то принимается lп = 0,3 · W .
Длина забойки, м:
lз = (0,6÷1)·W. (2.15)
Расстояние между скважинами в ряду, м:
а = m · W, (2.16)
где m – коэффициент сближения зарядов, принимаемый в пределах 0,8-1,2 (большая величина в легковзрываемых, меньшая – в трудновзрываемых породах).
Расстояние между рядами скважин при короткозамедленном взрывании, м:
b = (0,9÷1)·W. (2.17)
Масса заряда в скважине, кг:
Qз=qр· W · Ну · a.(2.18)
Длина заряда, м:
l = Qзр. (2.19)
Интервал замедления определяется по формуле, мс:
τз = Кτ · W ,(2.20)
где Кτ – коэффициент, зависящий от взрываемой породы (по таблице 2.8).
Таблица 2.8 – Значения коэффициента КτВзрываемые породы КτОсобо крепкие породы: граниты, порфириты и др. 3
Крепкие породы: аркозовый песчаник, метаморфические крепкие сланцы, железистые кварциты и др. 4
Породы средней крепости: известняки, мраморы, магнезит, серпентинит и др. 5
Мягкие породы: мергель, мел, глинистые сланцы, каменный уголь, аргиллиты и др. 6
Определяем ширину развала взорванной горной массы первого ряда скважин для руды и для породы м:
Вр ≈ kβ ∙ kв ∙ q ∙ Ну , (2.21)
где kβ – коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к горизонту (для вертикальных скважин принимается равным 1);
kв – коэффициент, характеризующий взрываемость породы (принимается равным 3÷3,5; 2,5÷3; 2÷2,5 соответственно для легко-, средне-, и трудновзрываемых пород).
Определяем полную ширину развала при взрывании всех рядов скважин, м:
Вр.п = Вр ∙ kд.о + nр - 1 ∙ b ,(2.22)
где kд.о – коэффициент дальности отброса взорванной горной породы (определяется по таблице 2.9 в зависимости от интервала замедления);
nр – число рядов скважин (принимается равным 3);
b – расстояние между рядами скважин (при квадратной сетке b = a).
Таблица 2.9 – Значение коэффициента kд.оВремя замедления τ, мс 0 10 25 50 75 и более
kд.о1,0 0,95 0,90 0,85 0,80
Определяем высоту развала, м:
hр ≈ 2 ∙ Ну ∙ W ∙ kрВр.п ,(2.23)
где kр – коэффициент разрыхления пород после взрыва (определяется по таблице 2.10).
Определяем выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины для руды и для вскрыши, м3/м:
qг.м=Ну ∙ а ∙ WLскв . (2.24)
2.2.3 Выемочно-погрузочные работы
2.2.3.1 Определение производительности экскаватора
Определяем коэффициент экскавации горных пород:
kэ=kнkр,(2.25)
где kн – коэффициент наполнения ковша экскаватора (принимается по таблице 10);
kр – коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора (принимается по таблице 2.10).

Таблица 2.10 – Коэффициенты разрыхления пород в ковше экскаватора и наполнения ковша (по ЕНВ)
Категория пород по трудности экскавации Плотность пород в целике γ, т/м3 kр Kн
I 1,6 1,15 1,05
II 1,8 1,25 1,05
III 2,0 1,35 0,95
IV 2,5 1,50 0,90
V 3,5 1,60 0,90
Таким образом, для вскрыши и для руды коэффициент экскавации рассчитывается отдельно.
Размер «среднего куска» в развале взорванной горной массы, м:
dср = (0,3÷0,4)∙√Е, (2.26)
где Е – вместимость ковша экскаватора, м3.
Длительность черпания горной массы экскаватором, с:
Тч=194∙d ср 2Е+Е0,11∙Е+0,6 .(2.27)
Длительность поворота экскаватора для разгрузки ковша, с:
Тпов = (10 + Е) + 0,18 ∙ (β - 90°), (2.28)
где β – средний угол поворота экскаватора для разгрузки ковша, град (в условиях карьера «Юбилейный» β = 90°).
Продолжительность цикла экскавации, с:
Тц = Тч + Тпов + Тр, (2.29)
где Тр – длительность разгрузки ковша экскаватора, с (при Е = 1÷3 м3, Тр = 1,5÷2,5 с; при Е = 3÷8 м3, Тр = 2,5÷2,7 с; при Е = 12÷20 м3, Тр = 2,9÷3,5 с).
Техническая производительность экскаватора, м3/ч:
Ат=3600∙ЕТц∙kэ(2.30)
Техническую производительность определяем и для вскрыши, и для руды.
Сменная производительность экскаватора, м3/смену:
Асм = Ат ∙ Тсм ∙ kи, (2.31)
где kи – коэффициент использования экскаватора в течение смены (принимаем равным при погрузке в автомобильный транспорт 0,74).
Таким образом, определяем сменную производительность экскаватора для вскрыши и для руды.
Суточная производительность экскаватора, м3/сутки:
Ас = Асм ∙ nсм, (2.32)
где nсм – число рабочих смен в сутках.
Таким образом, определяем суточную производительность экскаватора по вскрыше и по руде.
Годовая производительность экскаватора, м3/год:
Аг = Ас ∙ nг, (2.33)
где nг – примерное число рабочих дней в году работы экскаватора (для зоны умеренного климата nг принимается равным 250 дней).
Таким образом, годовая производительность экскаватора определяется по вскрыше и по руде.
Списочный парк экскаваторов, шт:
Nэ.с=Пг.мАг,(2.34)
где Пг.м - производительность карьера по горной массе, м3/год (в том числе по руде и по вскрыше отдельно).
Рабочий парк экскаваторов, по руде и по вскрыше шт:
Nэ.р= Nэ.сkрез,(2.35)
где kрез – коэффициент резерва экскаваторов (kрез = Тг / nг);
Тг – число рабочих дней карьера в году (по данным предприятия Тг = 350 дней).
2.2.3.2 Определение параметров экскаваторного забоя
Определяем ширину экскаваторной заходки, м:
Аэ = (1,5÷1,7) ∙ Rч.у , (2.36)
где Rч.у – радиус черпания экскаватора на уровне его стояния, м.
Определяем количество экскаваторных заходок по развалу:
nзхд=Вр.пАэ . (2.37)
Определяем минимальную длину экскаваторного блока по условию обеспечения экскаватора бесперебойной работой в течение 15÷30 суток, м:
Lбл = nдн ∙ nсм ∙ АсмШвзр.бл ∙ Ну ,(2.38)
где nдн – количество суток, обеспечивающих оптимальный запас взорванной горной массы (15÷30 суток);
Швзр.бл – ширина взрываемого блока, м (для руды и вскрыши определяется Швзр.бл = W + (nр - 1) ∙ b).
Все расчётные величины по выемочно-погрузочным работам представить в виде таблицы 2.11.
Таблица 2.11 – Сводная таблица расчётных величин по выемочно-погрузочным работам
Наименование расчётной величины Обозначение Ед. изм. Численное значение расчётной величины
на вскрыше на добыче
Коэффициент экскавации горных пород kэ - Размер среднего куска в развале взорванной горной массы dср м Длительность черпания горной массы экскаватором Тчс Длительность поворота экскаватора для разгрузки ковша Тпов с Продолжительность цикла экскавации Тц с Техническая производительность экскаватора Ат м3/ч Сменная производительность экскаватора Асм м3/смену Суточная производительность экскаватора Ас м3/сутки Годовая производительность экскаватора Аг м3/год Списочный парк экскаваторов Nэ.сшт Рабочий парк экскаваторов Nэ.ршт Ширина экскаваторной заходки Аэ м Количество экскаваторных заходок Nзхд - Минимальная длина экскаваторного блока Lбл м 2.2.4 Определение необходимого количества взрывчатого вещества (ВВ)
Определяем объём взрываемого блока, м3:
Vвзр.бл = Ну ∙ Швзр.бл ∙ Lбл(2.39)
Определяем необходимое количество ВВ для взрывания блока, кг:
Qвв = Vвзр.бл ∙ qп . (2.40)
Определяем необходимое количество скважин с учетом их вместимости для размещения ВВ в блоке, шт:
nскв.нбх = QввQз . (2.41)
Определяем необходимое количество ВВ для взрывания всей проектной горной массы на карьере, т:
ΣQвв = Vг.м ∙ qп , (2.42)
где Vг.м – годовой объём обуриваемой горной массы по вскрыше, руде, м3.
Все расчётные величины по определению параметров скважинных зарядов представить в виде таблицы 2.12.
Таблица 2.12 – Сводная таблица расчётных величин по определению параметров скважинных зарядов
Наименование расчётной величины Обозначение Ед. изм. Численное значение расчётной величины
руда вскрыша
1 2 3 4 5
Диаметр взрывных скважин dс мм Кондиционный размер куска горной массы lд м Тип взрывчатого вещества (ВВ) - - Удельный расход эталонного ВВ qэ г/м3 Расчётный удельный расход ВВ qр кг/м3 Удельная вместимость скважины по ВВ р кг/м Линия наименьшего сопротивления по подошве W м Сопротивление по подошве по условиям безопасности расположения станка Wбез м Длина перебура скважин lп м Длина забойки lз м Расстояние между скважинами в ряду а м Расстояние между рядами скважин b м Масса заряда в скважине Qз кг Длина заряда ВВ в скважине l м Интервал замедления короткозамедленного взрывания τз мс Ширина развала взорванной горной массы первого ряда скважин Вр м Полная ширина развала при взрывании всех трёх рядов скважин Вр.п м Высота развала hр м Выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины qг.м м3/м 1 2 3 4 5
Объём взрываемого блока Vвзр.бл м3 Необходимое количество ВВ для взрывания блока Qвв кг Необходимое количество скважин на блоке nскв.нбх единиц Суммарное количество ВВ для отбойки всей горной массы ΣQвв т 2.2.5 Расчёт бурового комплекса
Привести краткую характеристику и минеральный состав руд и вмещающих пород. Некоторые физико-механические характеристики горных пород карьера представить в виде таблицы 2.13.
Таблица 2.13 – Физико-механические характеристики вскрышных пород и руд месторождения
Наименование горной породы Плотность, т/м³ Предел прочности образцов на одноосное сжатие, МПа Предел прочности образцов на одноосное растяжение, МПа Средний диаметр отдельности в массиве lср, м Предел прочности образцов при одноосном сдвиге, МПа
Руда
Вскрышная порода
По заданным величинам σсж, σсд и γ определяем показатель буримости вскрышных пород, а затем руд:
Пб = 0,07·(σсж+σсд)+0,7·γ, (2.43)
где σсж – предел прочности породы на сжатие, МПа;
σсд – предел прочности породы на сдвиг, МПа;
γ – плотность горных пород, т/м3.
Сделать вывод о принадлежности к классу трудности бурения пород по таблице 2.14.
Таблица 2.14 – Классификация пород по относительному показателю трудности бурения
Класс пород Относительный показатель трудности бурения Пб
Легко буримые ≤ 5
Средней трудности бурения 5,1-10
Труднобуримые 10,1-15
Весьма труднобуримые 15,1-20
Исключительно труднобуримые 20,1-25
Выбрать буровой станок с учётом вышеопределённого необходимого диаметра скважин dс и крепости горных пород. Привести техническую характеристику выбранного станка в таблице.
В зависимости от показателя буримости пород Пб и принятого диаметра скважины dс по графику 2.1 определяем частоту вращения бурового става nв (мин-1) для вскрышных пород, а затем для руд карьера.
Частота вращения бурового става, nв, мин-1
Показатель буримости горных пород, Пб

График 2.1 – Зависимость частоты вращения бурового става от показателя трудности бурения горных пород шарошечным способом
Далее рассчитываем необходимое осевое усилие (кН) на забой скважины для вскрышных пород и руд по выражению:
Ро = k·Пб·dс, (2.44)
где k – коэффициент, зависящий от показателя буримости (выбираем по таблице приложения А);
dс – диаметр скважины, см.
Определяем техническую скорость бурения скважин для вскрышных пород и руды, м/ч:
(2.45)
Определяем сменную производительность бурового станка при бурении вскрышных пород и руды, м/смену:
Aбсм=Тсм- Тп.з+Трvб-1+Тв,(2.46)
где Тсм – продолжительность смены, ч;
Тп.з – затраты времени на подготовительно-заключительные операции в течение смены, ч;
Тр – затраты времени на ремонты в течение смены, ч (Тп.з + Тр = 0,5 ч);
Тв – затраты времени на вспомогательные операции в течение смены, ч (Тв = 0,03 ч).
Определяем суточную производительность бурового станка при бурении вскрышных пород и руды, м/смену:
Абс = Абсм ∙ nсм, (2.47)
где nсм – количество рабочих смен станка в сутки.
Определяем годовую производительность станка при бурении вскрышных пород и руд карьера, м/год:
Абг = Абс ∙ nр.д.с, (2.48)
где nр.д.с – число рабочих дней станка в году (с учётом вычета времени: ремонтов, перемещений с участка на участок, остановок в работе по климатическим условиям и др.( nр.д.с = 288 дней)).
Определяем списочный парк буровых станков для обуривания вскрышных пород и обуривания руды, шт:
Nб.с = Vг.мА бг ∙ qг.м,(2.49)
где Vг.м – годовой объём обуриваемой горной массы по вскрыше, руде, м3;
qг.м – выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины, м3/м.
Рабочий парк буровых станков для обуривания вскрышных пород и обуривания руды, шт:
Nб.р=Nб.сkрез,(2.50)
где kрез – коэффициент резерва буровых станков, определяемый по формуле:
kрез=Тгnр.д.с,(2.51)
где Тг – число рабочих дней карьера в году (по данным предприятия Тг = 350 дней).
Все расчётные величины по проектированию бурового комплекса представить в виде таблицы 2.15.
Таблица 2.15 – Сводная таблица расчётных величин по проектированию бурового комплекса
Наименование расчётной величины Обозначение Ед. изм. Численное значение расчётной величины
на вскрыше на добыче
Показатель буримости горных пород Пб - Диаметр скважин dс мм Модель бурового станка - - Частота вращения бурового става nв мин-1 Необходимое осевое усилие на забой скважины Ро кН Техническая скорость бурения скважин vб м/ч Сменная производительность бурового станка Абсм м/смену Суточная производительность бурового станка Абс м/смену Годовая производительность бурового станка Абг м/год Списочный парк буровых станков Nб.с шт Рабочий парк буровых станков Nб.р шт 2.2.6 Транспортирование горной массы
Определяем насыпную плотность перевозимых горных пород, т/м3:
γр = γ / Кр, (2.52)
где γ – плотность горных пород в целике, т/м3;
kр – коэффициент разрыхления пород (принимается равным по таблице 2.10).
Определяем расчётную грузоподъёмность карьерного автосамосвала, т:
qp ≥ μ · kн · Vэ · γр, (2.53)
где μ – предполагаемое рациональное число ковшей, которое должно уместиться в машине (принимаем μ равным 5);
Vэ – геометрическая вместимость ковша экскаватора, м3;
γр – насыпная плотность транспортируемой горной массы, т/м3; kн – коэффициент наполнения ковша экскаватора (принимается по таблице 2.10).
Таким образом, определяется расчётная грузоподъёмность карьерного автосамосвала для вскрышных пород и для руды.
Определяем расчётную геометрическую вместимость кузова карьерного автосамосвала, м3:
Vг ≥ μ · kн · Vэ / kн´, (2.54)
где kн´ - коэффициент наполнения кузова автосамосвала (kн´ ≤ 1,25).
Ориентируясь на расчётные значения qp и Vг и технические характеристики карьерных автосамосвалов производства «БелАЗ» наиболее подходящие модели подбираются для транспортирования вскрышных пород и руды.
Технические характеристики выбранных автосамосвалов представить в виде таблицы 2.16.
Таблица 2.16 – Технические характеристики карьерных автосамосвалов для перевозки вскрышных пород и руды
Наименование параметров Вскрышные породы Руда
Двигатель
Модель Номинальная мощность, кВт (л. с.) Максимальный крутящий момент, мин-1 / Н∙м Удельный расход топлива при номинальной мощности двигателя, г/кВт∙ч Гидромеханическая передача
Количество передач Масса
Грузоподъёмность, т Масса автосамосвала без груза, т Полная масса, т Платформа
Геометрическая вместимость, м3 Вместимость с шапкой, м3 Проверяем правильность выбора модели автосамосвала для конкретных условий карьера по коэффициенту использования грузоподъёмности Кq, который должен удовлетворять следующему условию:
0,95 ≤ Кq ≤ 1,05. (2.55)
Коэффициент использования грузоподъёмности автосамосвала определяем по формуле:
Кq = kн´ · Vг · γр / q, (2.56)
где Vг – паспортная геометрическая вместимость кузова выбранного типоразмера автосамосвала, м3;
q – паспортная грузоподъёмность выбранного типоразмера автосамосвала, т.
Количество циклов экскавации для полной загрузки автосамосвала, исходя из грузоподъёмности автосамосвала:
nц=q ∙ kpE ∙ kн ∙ γ ,(2.57)
где γ – плотность горных пород в целике, т/м3.
Количество циклов экскавации для полной загрузки автосамосвала, исходя из вместимости кузова автосамосвала с «шапкой»:
nц=0,9 ∙ V а шE ∙ kн ,(2.58)
где V а ш – вместимость кузова автосамосвала с «шапкой», м3.
Из полученных значений nц выбираем меньшее и округляем до целого числа.
Время погрузки автосамосвала, мин:
tп=Тц ∙ (nц - 0,5)60,(2.59)
где Тц – продолжительность цикла экскавации, с.
Масса перевозимого груза в кузове автосамосвала, т:
mг=E ∙ kн ∙ nц ∙ γkp .(2.60)
Делаем вывод, сопоставляя условиям при перевозке mг ≤ 1,05∙q.
Полная масса автосамосвала, т:
mа = mг + mн, (2.61)
где mн – масса автосамосвала без груза, т.
Время движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях при перевозке вскрыши, мин:
t дв=60 ∙Lуv г.уп+Lуv п.ус+Lпv г.п+Lпv п.п,(2.62)
где Lу – расстояние транспортирование вскрыши под уклон, км;
Lп – расстояние транспортирования вскрыши по прямой, км;
v г.уп - скорость движения гружёного автосамосвала по уклону на подъём, км/ч (определяется по тяговой характеристике автосамосвала);
vг.п - скорость движения гружёного автосамосвала по прямой, км/ч;
v п.ус - скорость движения порожнего автосамосвала по уклону на спуск, км/ч (определяется по тормозной характеристике автосамосвала);
vп.п - скорость движения порожнего автосамосвала по прямой, км/ч.
Время движения автосамосвала в грузовом и порожняковом направлениях при перевозке руды, мин:
t др = 60 ∙Lуv г.уп+Lуv п.ус+Lпv г.п+Lпv п.п,(2.63)
где Lу – расстояние транспортирование руды под уклон, км;
Lп – расстояние транспортирования руды по прямой, км;
v г.уп - скорость движения гружёного автосамосвала по уклону на подъём, км/ч (определяется по тяговой характеристике автосамосвала);
vг.п - скорость движения гружёного автосамосвала по прямой, км/ч;
v п.ус - скорость движения порожнего автосамосвала по уклону на спуск, (определяется по тормозной характеристике автосамосвала);
vп.п - скорость движения порожнего автосамосвала по прямой, км/ч.
Продолжительность транспортного цикла (времени рейса) автосамосвала на вскрыше, мин:
Т цв = to+ tп+ t дв + tм.п + tм.р+ tр , (2.64)
где tп – продолжительность погрузки автосамосвала, мин;
tо - продолжительность ожидания погрузки (по табл. Приложения В), мин;
tм.п, tм.р - продолжительность маневровых операций соответственно при установке на погрузку и разгрузку, мин (по таблице Приложения В);
tр – продолжительность разгрузки автосамосвала, мин (tр≈1 мин при грузоподъёмности автосамосвала от 42 т и менее; tр≈1,2 при грузоподъёмности автосамосвала более 42 т).
Продолжительность транспортного цикла автосамосвала при перевозке руды, мин:
Т цр = to+ tп+ t др+ tм.п+ tм.р+ tр , (2.65)
tм.п, tм.р - продолжительность маневровых операций соответственно при установке на погрузку и разгрузку, мин (по таблице Приложения В);
tр – продолжительность разгрузки автосамосвала, мин (tр≈1 мин при грузоподъёмности автосамосвала от 42 т и менее; tр≈1,2 при грузоподъёмности автосамосвала более 42 т).
Количество рейсов автосамосвала при перевозке вскрыши:
N рв = 60 ∙ Тсм ∙ kиТ цв,(2.66)
где Тсм – продолжительность смены, мин; kи – коэффициент использования сменного времени (kи = 0,89).
Количество рейсов автосамосвала при перевозке руды:
N рр=60 ∙ Тсм ∙ kиТ цр,(2.67)
Сменная производительность автосамосвала по заданной трассе (по руде и вскрыше), т/смену:
Qа = Nр ∙ mг . (2.68)
Расчётный сменный парк автосамосвалов (по руде и вскрыше), единиц:
(2.69)
где Пг.м - производительность карьера по горной массе, м3/год (в том числе по руде и по вскрыше отдельно);
nсм – число рабочих смен в сутках;
Тг – число рабочих дней карьера в году (по данным предприятия Тг = 350 дней).
Суточный рабочий парк автосамосвалов при 12 ч режиме работы карьера, (по руде и вскрыше) единиц:
Nр.сут = Nр. см (2.70)
Суточный пробег автосамосвала, при транспортировании руды и вскрыши, км:
(2.71)
где 1,05 – коэффициент, учитывающий нулевой пробег от гаража до места работы и обратно;
L – расстояние транспортирование вскрыши и руды соответственно до отвала и рудного склада, км.
Все расчётные величины по транспортированию горной массы представить в виде таблицы 2.17.
Таблица 2.17 – Сводная таблица расчётных величин по транспортированию горной массы
Наименование расчётной величины Обозначение Ед. изм. Численное значение расчётной величины
на вскрыше на добыче
Насыпная плотность горных пород γ т/м3 Расчётная грузоподъёмность карьерного автосамосвала qp т Расчётная геометрическая вместимость кузова автосамосвала Vг м3 Модель автосамосвала - - Коэффициент использования грузоподъёмности автосамосвала Кq - Количество циклов экскавации nц единиц Время погрузки автосамосвала tп мин Масса перевозимого груза в кузове автосамосвала mг т Полная масса автосамосвала mа т Время движения автосамосвала в грузовом и порожняковом положениях при перевозке горной массы t двмин Продолжительность транспортного цикла автосамосвала Тц мин Количество рейсов автосамосвала при перевозке горной массы Nр единиц Сменная производительность автосамосвала при перевозке горных пород Qа т/смену Расчётный сменный парк автосамосвалов Nр. см единиц Суточный рабочий парк автосамосвалов Nр.сут единиц Суточный пробег автосамосвалов Lсут км 2.2.7 Расчёт бульдозерного отвалообразования при автомобильном транспорте
Определяем требуемую площадь отвала полускальных и скальных пород вскрыши, м2:
Sо = W ∙ k ponя ∙ hя ∙ ηо,(2.72)
где W – объём вскрышных пород, подлежащих размещению в отвале за год, м3 (W = Пг.м);
k po - коэффициент разрыхления пород в отвале (по данным предприятия k po = 1,15);
nя – количество ярусов отвала (принимаем равным 2);
hя – высота яруса, м (принимаем равной 40 м);
ηо - коэффициент использования площади отвала, равный для двухъярусных отвалов 0,75).
Длина отвала, м:
L = 2 ∙ Sо .(2.73)
Ширина отвала, м:
B = L2 .(2.74)
Часовая производительность карьера по вскрыше, м3/ч:
П в ч=П г.м вТг ∙ n см ∙ Тсм ,(2.75)
где П г.мв - годовая производительность карьера по вскрыше, м3/год (по данным задания).
Объём вскрыши в целике в кузове автосамосвала, м3:
Q = mгγ,(2.76)
где mг – масса груза (вскрышных пород) в кузове автосамосвала, т (по предыдущим расчётам);
γ – плотность вскрышных пород в целике т/м3.
Количество автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение часа, шт:
Nо = П вч ∙ kнQ ,(2.77)
где kн – коэффициент неравномерности работы карьера по вскрыше, равный 1,1).
Число одновременно разгружающихся автосамосвалов на отвале, шт:
Nа.о = Nо ∙ tр+ tм.р60,(2.78)
где tр – продолжительность разгрузки автосамосвала, мин (tр≈1 мин при грузоподъёмности автосамосвала от 42 т и менее; tр≈1,2 при грузоподъёмности автосамосвала более 42 т);
tм.р – маневровые операции при установке на разгрузку, мин (по таблице Приложения В).
Длина участка разгрузки, м:
Lр = Nа.о ∙ lп ,(2.79)
где lп - ширина полосы по рабочему фронту отвала, занимаемой одним автосамосвалом при маневрировании (для автосамосвалов грузоподъёмностью 30-55 т lп = 30÷40 м; для 80-130 т lп = 50÷60 м; для 180-240 т lп = 60÷70 м).
Общая длина отвального фронта, м:
Lф = 3 ∙ Lр .(2.80)
Сменная производительность карьера по вскрыше, м3/смену:
П всм=П в ч∙Тсм .(2.81)
Объём бульдозерных работ, м3/смену:
Qб = П всм ∙ kн ∙ kзав ,(2.82)
где kзав - средний коэффициент «заваленности» карьера (для пород проектируемого отвала принимаем равным 0,75).
Для выполнения планировочных работ на отвале выбираем бульдозер тягового класса не ниже 225 кН. Технические характеристики бульдозера представить в виде таблицы 2.18.
Таблица 2.18 – Технические характеристики бульдозера для выполнения планировочных работ на отвале
Наименование параметра Ед. изм. Значение параметра
Двигатель: эксплуатационная мощность кВт рабочий объём л диаметр цилиндра и ход поршня мм х мм Передача (передний ход): 1-я км/ч 2-я 3-я Передача (задний ход): 1-я км/ч 2-я 3-я Отвал (сферический): длина отвала мм высота отвала мм емкость отвала м3 высота подъёма над землёй мм заглубление отвала мм перекос отвала градус масса отвала кг Отвал (полусферический): длина отвала мм высота отвала мм емкость отвала м3 высота подъёма над землёй мм заглубление отвала мм перекос отвала градус масса отвала кг Общая масса агрегата (стандартной комплектации, с полной заправкой, SU-овал, трехзубый рыхлитель, машинист) кг Определяем необходимое число бульдозеров в работе, единиц:
Nб = QбПс.б,(2.83)
где Пс.б - сменная (за 12 ч) производительность бульдозера, м3/смену (принимаем по таблице 2.19).
Таблица 2.19 – Ориентировочная сменная производительность бульдозеров фирмы «Промтрактор»
Тип бульдозера Сменная (за 12 ч) производительность при дальности перемещения грунта до 10 м в скальных и полускальных породах, м3
ДЭТ-250 2513
Т-20.01 2813
Т-25.01 3113
Т-35.01 3413
Инвентарный парк бульдозеров, единиц:
Nб.и = 1,4 ∙ Nб .(2.84)
Все расчётные величины по бульдозерному отвалообразованию представить в виде таблицы 2.20.
Таблица 2.20 – Сводная таблица расчётных величин по бульдозерному отвалообразованию
Наименование расчётной величины Обозначение Ед. изм. Численное значение расчётной величины
1 2 3 4
Объём пород, подлежащих размещению в отвале за срок его существования W тыс. м3 Требуемая площадь отвала Sотыс. м2 Коэффициент разрыхления пород в отвале k po- Количество ярусов отвала nя шт Высота одного яруса hя м Длина отвала L м Ширина отвала В м Часовая производительность карьера по вскрыше П г.мвм3/ч Объём вскрыши в целике в кузове автосамосвала Q м3 Количество автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение часа Nошт Число одновременно разгружающихся автосамосвалов на отвале Nа.ошт Длина участка разгрузки отвала Lрм Общая длина отвального фронта Lфм 1 2 3 4
Сменная производительность карьера по вскрыше Пвсмм3/смену Объём бульдозерных работ Qбм3/смену Модель бульдозера Необходимое число бульдозеров в работе Nбшт Инвентарный парк бульдозеров Nб.ишт
Приложение А
Поправочные коэффициенты для расчёта осевого усилия на забой скважины
Таблица – Значение коэффициента k в зависимости от показателя буримости горных пород
Пб ≥8 8,25 8,5 8,75 9 9,25 9,5 9,75 10
k 0,700 0,704 0,707 0,710 0,713 0,716 0,719 0,722 0,725
Продолжение таблицы
10,25 10,5 10,75 11 11,25 11,5 11,75 12 12,25 12,5
0,729 0,732 0,735 0,738 0,741 0,744 0,747 0,750 0,754 0,757
Продолжение таблицы
12,75 13 13,25 13,5 13,75 14 14,25 14,5 14,75 15
0,760 0,763 0,766 0,769 0,772 0,775 0,779 0,782 0,785 0,788
Продолжение таблицы
15,25 15,5 15,75 16 16,25 16,5 16,75 17 17,25 17,5
0,791 0,794 0,797 0,800 0,804 0,807 0,810 0,813 0,816 0,819
Продолжение таблицы
17,75 18
0,822 0,825
Приложение Б
Свойства взрывчатых веществ
Таблица – Промышленные ВВ для буровзрывной подготовки горной массы в карьерах
№ п/п Наименование ВВ Теплота взрыва,
кДж/кг Плотность заряжания,
г/см3 Скорость детонации, км/с Объемная концентрация
энергии, кДж/см3
Кислородный баланс, % Коэффициент взрывной эффективности Условия применения
1 2 3 4 5 6 7 8 9
ВВ гранулированные и порошкообразные
1 Алюмотол 5200
5600 0,9 5,5
6,5 7,7
6,9 -76,2 0,83
0,77 Сухие и обводненные
2 Гранулотол 3450*
4100 0,95-1,0 5,5*
6,5 4,6
2,11 -74 1,25*
1,05 То же
3 Аммонал
скальный №3 4950 1,0-1,15 4,0-4,45 6,11 +0,78 То же
Гелекс
4 Р-80
(230 долл./т) 3330 1,2-1,3 3,6-4,2 -0,1 1,3 Сухие и обводненные
5 Р-100
(260 долл./т) 3975 1,2-1,4 3,8-4,5 -0,06 1,1 То же
6 230М
(300 долл./т) 4140 1,2-1,3 4,6 -0,08 1,04 То же
7 650М
(430 долл./т) 4800 1,2-1,4 4,9 -0,9 0,89 То же
Граммониты
8 А
(180 долл./т) 3930 -0,21 1,1 9 50/50 3700 0,9-0,95 3,6-4,2 4,25 -27,2 1,16 Сухие скважины
10 30/70 4350 0,95 5,2-5,6 4,06 -45,9 1,0 То же
11 79/21
(290 долл./т) 4300 0,9-1,0 3,5 4,2 4,80 +0,02 -
12 РЗ-ЗОПР,
79/21 ПР,
82/48 ПР 4300 0,9-1,0 3,5-4,2 4,80 +0,02 1,0 Обводненные скважины (заряды в полиэтиленовых рукавах)
Гранипоры
13 БП-1 3350 1,2 5,5-6,5 4,2 -45 1,28 Обводненные скважины
1 2 3 4 5 6 7 8 9
14 ФМ Обводненные скважины
Гранулиты
15 Гранулит,
игданит 3800 0,9 2,2-2,7 3,8 +0,12 1,14 Сухие скважины
16 М 3850 1,0 2,5-3,6 4,1 +0,14 1,11 Сухие шпуры (скважины)
17 АС-4 4552 0,90 2,6-3,5 4,1 +0,41 0,94 Сухие шпуры (скважины)
18 АС-4В 4552 0,90 2,6-3,5 4,1 +0,41 0,94 Сухие шпуры (скважины)
19 АС-8 5200 1,0 3,0-3,6 6,1 +0,34 0,83 Сухие шпуры (скважины)
20 АС-8В 5200 1,0 3,0-3,6 6,1 +0,34 0,83 Сухие и обводненные шпуры (скважины)
21 НК-А
(126 долл./т) 3400 -2,1-0 1,26 Сухие скважины
22 НК-Б
(126 долл./т) 3090 -0,3-+0,3 1,39 Сухие скважины
23 УП-1
(126 долл./т) 3700 -2,5-+1,2 1,16 Сухие скважины
24 С-6М 3850 0,95 2,5-3,6 3,9 -1,3 1,12 Сухие осушенные скважины
Водосодержащие ВВ, предназначенные для использования на земной поверхности
25 Акванал
(ипконит)
(389 долл./т) 4220-
4300 1,4-1,45 3,8-4,6 4,52-
4,86 +0,2-
+2,3 1,02-
1,0 Обводненные скважины
26 Акванал АРЗ-8Н 5230 0,9 3,0-3,6 6,2 -3,3 0,83 Сухие и обводненные
27 Граммонит
РЗ-30
(350 долл./т) 3600 1,35-1,4 4,5-5,0 3,9 -1,8 1,116 Сухие и обводненные
28 Граммонит
79/21 4300 0,85 3,5-4,2 4,8 +0,02 1,0 Сухие скважины
Акватолы
29 Т-20 (ифзаниты Т-20,Т-50,Т-80) 3300-
3900 1,34-
1,56 4,2-5,5 3,52-4,3 -1,6-0,0 1,6-1,11
Сухие и обводненные скважины
30 Т-20ГК
(270 долл./т) 3680 1,4 3,6-4,0 -0,4 1,16 Обводненные скважины
1 2 3 4 5 6 7 8 9
31 Т-20М
(371 долл./т) 3700 1,5-1,6 4,6-5,0 3,78 -1,0-+3,5 1,16 Сухие и обводненные скважины
32 Карботолы
ГЛ-10В
ГЛ-15Т 5700 1,55-1,6 4,5-5,5 6,8 -21,4 0,76 Сухие и осушенные скважины
Эмульсионные
33 Порэмит 1
марок 1ИМ-К.
1ИМ-Н,
1МТ-К,
1МТ-Н 2880
2900
2960
3030 1,25
1,25
1,25
1,25 4,9-5,2
4,9-5,2
4,9-5,2
4,9-5,2 3,6
3,6
3,7
3,8 1,49
1,48
1,45
1,42 Сухие и обводненные скважины
34 Порэмит 1А 3010 1,25 4,9-5,1 3,8 -0,9 1,43 Сухие и обводненные скважины
35 Порэмит М
4А(380 долл./т)
8А (460 долл./т) 3640
4350 1,3
1,35 4,8-5,1
4,9-5,3 4,7
5,8 -5,64
-9,8 1,18
0,99 Сухие и обводненные скважины
36 Гранэмит 30-70
(295 долл./т) 3190 1,3 4,8-5,2 4,5 -1,1 1,35 Обводненные скважины
37 Гранэмит 70/30
(260 долл./т) 3530 1,15 3,5-4,2 4,1 -1,4 1,22 Сухие скважины
38 Гранэмит 50/50
(280 долл./т) 3260 1,4 4,2-5,0 4,6 -0,3 1,32 Обводненные скважины
39 Эмулит 75/25 2930 1,26 4,7 3,7 -4,5 1,47 Сухие скважины
40 Эмулит 80/20 2870 1,23 4,3 3,5 -3,9 1,49 Сухие скважины
41 Нобелит
20/30 2900 1,28 4,5 3,7 -2,7 1,49 Обводненные скважины
42 Нобелан
20/70 3500 1,2 4,0 4,2 -1,7 1,23 Сухие скважины
43 Сибириты
1000,1200 Сухие и обводненные скважины
Примечание – * Числитель – в сухом; знаменатель – в водонаполненном состоянии.

Приложение В
Необходимые данные для расчёта времени рейса автосамосвалов
Таблица – Продолжительность маневровых операций для автосамосвалов производства ПО «БелАЗ»
Модель автосамосвала 7540 (32 т) 7547 (45 т) 7555 (55 т) 7514 (120 т) 7513 (136 т) 7521 (190 т) 7530 (220 т)
Время установки под погрузку tм.п, мин
Сквозная схема подъезда 0,4 0,4 0,4 0,8 0,8 0,8 0,8
Кольцевая схема 0,5 0,5 0,5 0,9 0,9 0,9 0,9
Комбинированная схема 0,6 0,6 0,6 1,0 1,0 1,0 1,0
Тупиковая схема 0,7 0,7 0,7 1,1 1,1 1,1 1,1
Время ожидания погрузки tо, мин
0,4-0,5 0,4-0,5 0,4-0,5 0,4-0,5 0,4-0,5 0,4-0,5 0,4-0,5
Время установки под разгрузку tм.р, мин
1,0 1,0 1,0 1,3 1,3 1,6 1,6
Приложение Г
Образец выполнения Листа 1 графической части дипломного проекта
44

Приложение Д
Образец выполнения Листа 2 графической части дипломного проекта (вариант 1)
45

Приложение Д (продолжение)
Образец выполнения Листа 2 графической части дипломного проекта (вариант 2)
46

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
Справочник. Открытые горные работы / Трубецкой К. Н., Потапов М. Г., Винницкий К. Е. и др. – М.: Изд-во МГГУ, 1994. – 590 с.
Ржевский В. В. Процессы открытых горных работ. – М.: Недра, 1978. – 542 с.
Хохряков В. С. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых. – М.: Недра, 1991. – 336 с.
Подерни Р. Ю. Механическое оборудование карьеров. – М.: Изд-во МГГУ, 2003. – 606 с.
Томаков П. И., Наумов И. К. Технология, механизация и организация открытых горных работ. – М.: Изд-во МГИ, 1992. – 463 с.
Мельников Н. В. Краткий справочник по открытым горным работам. – М.: Недра, 1974. – 414 с.
Перечень взрывчатых материалов, оборудования и приборов взрывного дела, допущенных к применению в Российской Федерации. Серия 13. Выпуск 2. – М.: ГУП «НТЦ по безопасности в промышленности» Госгортехнадзора России, 2002.
Кутузов Б. Н. Разрушение горных пород взрывом. – М: Изд-во МГГУ, 1994. – 445 с.
Единые правила безопасности при взрывных работах. – М.: НПО ОБТ, 2000.
Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом. – СПб.: Изд-во ДЕАН, 2003.
Цветков В. Н., Дмитриев В. Д. и др. Расчёт основных параметров карьерных экскаваторов: Учебное пособие / Екатеринбург, 2003. – 132 с.
ГОСТ 2.851-75. Горная графическая документация. Общие правила выполнения горных чертежей.
ГОСТ 2.852-75. Горная графическая документация. Изображение элементов горных объектов.
ГОСТ 2.109-73 (2001) ЕСКД. Основные требования к чертежам.
ГОСТ 2.105-95 (2001) ЕСКД. Общие требования к текстовым документам.