Выбор комплексной механизации при разработке месторождения открытым способом

Выбор комплексной механизации при разработке месторождения открытым способом

Тема задания: Выбор комплексной механизации при разработке месторождения открытым способом

карьер разработка ископаемое

Исходные данные:

№ вар	fпор	Hзал м	Mпи м	Параметры карьера		Стоимость 1 м3 у.ед.			α град	γ
				Lниз	Bниз	Cп	Cо	Cв
9	6	45	26	2100	1750				0	1,4

 

Введение

Горная промышленность - совокупность отраслей производства, занимающихся разведкой и добыче полезного ископаемы, а также их первичной отработкой и получением полуфабрикатов.

Выделяются следующие группы отраслей горной промышленности:

-       минерального энергетического сырья;

-       руд черных и легирующих металлов;

-       руд цветных металлов;

-       промышленность горно-химического сырья;

-       нерудного индустриального сырья и строительных материалов;

-       драгоценных и поделочных камней;

-       гидроминеральная промышленность.

Основными факторами развития горной промышленности являются природные (наличие месторождений полезных ископаемых) и социально-экономические.

В сравнении с подземной разработкой месторождений полезных ископаемых открытый способ имеет следующие преимущества:

-       высокая безопасность труда;

-       лучшие производственные условия;

-       меньшие сроки строительства;

-       невысокие капитальные затраты;

-       меньшие потери полезного ископаемого;

-       при необходимости легче увеличить производственную мощность.

Но ОГР имеют также и недостатки:

-       отчуждение больших земельных площадей;

-       понижения уровня грунтовых вод на больших площадях;

-       зависимость от климатических условий.

При современном уровне развития технике и технологий возможность применения не ограничивается физическими свойствами пород, условиями их залегания, климатическими условиями. Но экономическая целесообразность развития месторождения, выбор техники, технологии ведения ОГР зависят от:

-       рельефа мерности;

-       угла падения пласта;

-       мощности пласта;

-       формы и строения пласта;

-       климатических и гидравлических условий.

Отличительными признаками ОГР является то, что они ведутся непосредственно с земной поверхности и включают два основных вида работ - вскрышные и добычные.

Вскрышные работы заключаются в удалении пустых пород, вмещающих полезное ископаемое. Они обеспечивают доступ к полезному ископаемому и создают условия для его безопасной добычи.

Вскрышные и добычные работы ведутся на месторождение совместно, с некоторым опережением во времени и в пространстве добычных работ вскрыши.

В результате этих работ образуется карьер, который представляет собой комплекс открытых горных выработок, предназначенных и оборудованных для открытой разработки месторождений полезных ископаемых.

Цель курсового проектирования является - выбор комплексной механизации при разработке месторождения открытым способом.

1. Общая часть

1.1    Горно-геологическая характеристика

Поданным задания курсового проектирования месторождение будет разрабатывается открытым способом.

Пласт мощностью 26 м. залегает на глубине 45 м. под углом 0^о. Вмещающими являются породы крепостью 6. По шкале профессора Протодьяковлева М. М. к данным породам относятся: известняки (крепкие), некрепкий гранит, крепкие песчаники, крепкий мрамор, доломит, колчеданы, обыкновенный песчаник. Покрывающими породами являются четвертичные отложения.

Месторождение является слабо обводненным (С. О.).

1.2     Расчет параметров карьера, объема вскрыши и полезного ископаемого

Параметры карьера определяют из его геологических размеров в поперечном и продольных разрезах.

Для определения конечных контуров, объёмов вскрыши и полезного ископаемого будет использоваться аналитический метод расчётов, как наиболее удобный и позволяющий найти параметры карьера путём решения утонений.

Определяем средний угол бортов карьера g_СР, град., по формуле

(1)

гдеg_Р - угол рабочего борта карьера; g_Н - угол нерабочего борта карьера; g_Т - угол торцевого борта карьера;

Определяем глубину карьера Н_К, м, по формуле

гдеМ_пи - горизонтальная мощность пласта, м.

Определяем ширину карьера под наносами В₁, м., по формуле

(3)

гдеBн - ширина карьера по низу, м.

(4)

,

Определяем ширину карьера по поверхности В₂, м., по формуле

(5)

Определяем длину карьера под наносами L₁, м., по формуле

(6)

Определяем длину карьера по поверхности L₂, м. по формуле

(7)

L₂=2190+2*45*1,73=2346(м)

Определяем объем карьера V, м³., по формуле

(8)

гдеS_Д - площадь дна карьера, м²; Н_к - глубина карьера, м; Р_Д -периметр дна карьера, м; g_ср - усреднённый угол откоса нерабочих бортов; n - число участков бортов карьера, шт.

 

Рассчитываем объем полезных ископаемых V_пи, м³., по формуле

(9)

Рассчитываем геологические запасы угля Q_Г, т., по формуле

(10)

Где g - объемный вес, м³.

Рассчитываем балансовые запасы Q_б, млн. т., по формуле

(11)

гдеk_извл - коэффициент извлечения запасов.

Рассчитываем объем вскрыши V_вскр, м³, по формуле

(12)

Принимаем режим работы карьера: 2 смены по 12 часов.

Непрерывная рабочая неделя со скользящими выходными днями выходной.

Рассчитываем количество рабочих дней в году для карьера N_РАБ, дней, по формуле

(13)

Выбираем производственную мощность карьера. Производственная мощность карьера - это количество горной массы добываемой в карьере в единицу времени Т/год, Т/месяц. Так как Q_пр=137,2 (млн. т), то рационально принять Q_т/год=6 (млн. т/год)

Определяем средний коэффициент вскрыши К_ср, м³/т., по формуле

(14)

Рассчитываем срок службы карьера лет., по формуле

(15)

гдеt₁ - время на строительство карьера, лет t₂ - время на закрытие карьера, лет

Определяем производственную мощность карьера по вскрыше Q_вскр, млн. т/год. по формуле

(16)

1.3     Выбор и обоснование способов вскрытия

Вскрытие - это горные работы по созданию комплекса капитальных и временных траншей и съездов, а также других горных выработок и сооружений, обеспечивающих грузо-транспортную связь между рабочими горизонтами в карьере и приёмными пунктами на поверхности. Вскрытие карьерного поля осуществляется горными выработками, которые начинаются с поверхности или с уже вскрытого горизонта, и заканчивается на отметке рабочей площадки вскрываемого горизонта.

Различают способ, схему и систему вскрытия.

Способ характеризуется типом вскрытия выработок.

Схема вскрытия - совокупность всех вскрышных выработок обозначенных в данный момент, грузо-транспортная связь рабочих горизонтов с горизонтами доставки горной массы.

При выборе вскрытия руководствуются следующими требованиями:

-       большая пропускная способность;

-       обеспечение наименьшей дальности транспортирования пустых пород и руд;

-       минимальный срок строительства;

-       минимальный объём горно-капитальных работ;

-       такое распространение вскрышных работ, при котором наибольшие объёмы вскрыши вынимаются в более отдалённый период.

1.4     Выбор и обоснование системы разработки

Система разработки месторождения - это определённый порядок выполнения горно-подготовительных, вскрышных и добычных работ. В условиях данного месторождения СОР должна обеспечивать безопасную экономию и наиболее полную выемку кондиционных запасов при соблюдении мер безопасности ведения работ и охране окружающей среды. При крутом залегании пласта вскрытие месторождения производится в период всей отработке карьера. Для выполнения вскрышных, добычных и горно-подготовительных работ в определённом объёме и порядке применяются различное горное и транспортное оборудование. На карьере необходимо стремиться обеспечить такую технологию все основные, и вспомогательные процессы и операции полностью механизированы, а применяемые машины и механизмы по своей мощности и производительности взаимосвязаны и обеспечивают заданный темп работы.

Так как угол откоса борта карьера 0^о, мощность наносов 26 метров, глубина карьера 71 метр, то принимаю по классификации Шешко Е.Ф. систему разработки: с перевозкой породы на внешние отвалы (Б-5), характеризуется перемещением породы на более значительные расстояния, обычно по пути с подъемом в грузовом направлении.

По классификации Ржевского В.В. принимаем систему разработки: продольная однобортовая СОР.

2.      
Специальная часть

2.1     Выбор экскаваторов и расчет их производительности

Для добычи полезного ископаемого и отработки вскрыши применяем экскаватор ЭКГ-8ус.

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-8ус:

- ёмкость ковша, м³8

-       длина стрелы, м-

-       наибольший радиус разгрузки, м18,2

-       наибольшая высота черпания, м16,7

-       радиус черпания на уровне стояния, м14,6

-       наибольшая высота разгрузки, м12

Производительностью экскаватора называется его выработка за единицу времени. Она определяется по объему горной массы в плотном теле или по весу горной массы и измеряется за один час, сутки, месяц, год.

Теоретическая производительность экскаватора Q_теор, /час., по формуле

 (17)

гдеЕ - емкость ковша, м³; t_цт - теоретическая продолжительность цикла, мин;

Теоретическая продолжительность цикла определяется расчетным путем, исходя из конструктивных данных экскаватора, при высоте забоя, равной высоте расположения напорного вала, где угол поворота 90 градусов и разгрузка породы ведется в отвал.

Теоретическая продолжительность цикла указывается в паспорте экскаватора.

Техническая производительность учитывает условия работы экскаватора в забое и является максимально возможной для данной модели при непрерывной работе в конкретных условиях и является исходной для определения эксплуатационной производительности экскаватор.

Рассчитываем техническую производительность экскаватора Q_тех, /час., по формуле

(18)

гдеk_нап - коэффициент наполнения ковша, 0,8;

t_ц - техническая продолжительность цикла, т.е. продолжительность цикла в данных условиях, мин;

К_р - коэффициент разрыхления породы в ковше экскаватора, 1,2.

Эксплуатационная производительность экскаватора учитывает не только конкретные условия. Но и использование экскаватора во времени П_экс, м/час.

(19)

гдеК_ис - коэффициент использования экскаватора во времени, 0,83.

Определяется сменную производительность экскаватора Q_см, /смену., по формуле

(20)

гдеt - время смены, сек;

Определяется суточную производительность экскаватора Q_сут, /сутки., по формуле

(21)

гдеn_см - количество смен работы в сутки.

Определяется годовую производительность экскаватора Q_год, /год., по формуле

(22)

гдеN_год - годовое число дней работы экскаватора.

Месячная производительность определяется после определения годовой производительности экскаватора Q_мес, /мес., по формуле

(23)

Определяю количество экскаваторов на вскрыше, N_экс, шт., по формуле

(24)

Уточняю

Принимаем 3 экскаватора.

Определяем количество экскаваторов на добыче, N_экс, шт.

(25)

Уточняю

Принимаем 2 экскаватора.

2.2     Расчет параметров системы открытой разработки

Ширина заходки экскаватора для мехлопаты зависит от радиуса черпания на горизонте установки. При железно дорожном транспорте ширину заходки принимают максимальной, чтобы сократить число передвижных путей. При автомобильном и контейнерном транспорте ширину заходки можно принимать меньше, т.к. автомобиль может подъехать сбоку или сзади.

Определяем ширину заходки для экскаватора ЭКГ - 8ус А, м., по формуле

(26)

Высота уступа это вертикальное расстояние от верхней бровки уступа до нижней площадки уступа.

Высота уступа устанавливается с учетом безопасности работ и зависит от размера экскаватора и физико-технических свойств пород.

Высота уступа в мягких и плотных породах не должна превышать Н_{ч мах} т.к. образуются навесы и козырьки.

По ПБ верхний горизонт, сложенный мягкими породами отрабатывается уступом с высотой не более 6м. Следовательно Н₁=6м, Н₃=19м, Н₂=20м

Определяем высоту уступа для экскаватора ЭКГ - 8ус H_у м., при работе с БВР по формуле

(27)

гдеH_у - высота уступа, м; H_ч.max. - максимальная высота черпания экскаватора, м.

Принимаем Н_у=20м

Определяем ширину рабочей площадки, Ш_Р.П., м., по формуле

(28)

гдеС₂ - расстояние от оси железнодорожного пути до нижней бровки уступа, м;

С₁ - расстояние от оси железнодорожного пути до полосы дополнительного оборудования, м;

П - ширина полосы для размещения дополнительного оборудования, м;

b_П - ширина полосы безопасности, м;

 

2.3     Буровзрывные работы

2.3.1 Выбор бурового оборудования и расчет его производительности. Определяем относительный показатель трудности бурения П_б, кг/см², по формуле

(29)

гдеQ_cж - показатель сжатия, МПа; Q_сдв - показатель сдвига, МПа.

(30)

(31)

(кг/см²)

В результате расчетов принимаем станок 2СБШ-200Н следующих характеристик:

-       долото марки Т.

-       оздушный способ очистки скважин,

-       долото ТК

- диаметр долота, мм 214

-       глубина скважины, м 32

-       направление бурения к вертикали 0;15;320

-       осевое усилие250

-       скорость подачи 0,025/0,4

-       подъём бурового снаряда 8

-       частота вращения долота, с^-10,2-4,0

-       крутящий момент вращения, кНм 6,65-2,12

-       подача компрессора,  /с 0,417

Мощность электродвигателя, кВт:

- установленная 350

-       вращателя60

-       компрессорная200

-       хода32

-       ходовое оборудованияЭ-1252

-       скорость передвижения, Мпа0,6

-       масса станка, т55

Рассчитываем величину осевого усилия, Р₀, кН., по формуле

(32)

гдеК - коэффициент учитывающий диаметр долота; d_д - диаметр долота, мм.

Рассчитываем максимально допустимую по прочности величину осевого усилия  , кН. , по формуле

(33)

Определяем техническую скорость бурения , м/с., по формуле

(34)

Определяем расход воздуха для счистки скважины,  /с., по формуле

Q_в=V_в**(-)(35)

гдеV_в - полная скорость восходящего потока в затрубном пространстве, м/с

D_c, d_тр - диаметр скважины и буровой трубки, м.

D_c=d_тр*К_раз(36)

гдеК_раз - коэффициент разрыхления, 1,037-1,031

D_c=180*1,037=186,7(м)

V_в=8+V_кр(37)

гдеV_кр - критическая скорость восходящего потока, м/с.

V_кр=3(38)

гдеY_r - плотность частиц породы, кг/м³; Y_n - плотность воздуха в нормальных условиях, кг/м³.

V_кр=30,27(кг/),

V_в=8+0,27=8,27(м/с),

Q_в=8,27**(186,7²-180²)=15957(/с)

Проведем расчет параметров взрывных работ. Заряды можно располагать в вертикальных, наклонных и горизонтальных скважинах. Так как высота уступа 20 метров, принимаем наклонные скважины. Достоинством метода скважинных зарядов является: возможность одновременного рыхления больших объемов скальных пород, что большую производительность погрузочных механизмов и возможность внедрения комплексной механизации, обеспечивает равномерное дробление скальных пород.

Определяем длину перебура L_пер, м., по формуле

L_пер=0,3*W(39)

L_пер=0,3*6=2 (м)

Определяем диаметр скважины d_скв, мм.

Принимаю d_скв скважины по характеру пород d_скв=200 мм,

Определяем глубину скважины L_cкв м., по формуле

L_cкв=+L_пер(40)

L_cкв=+2=22(м)

Определяем линию наименьшего сопротивления W, м., по формуле

W=0.9(41)

гдеm - коэффициент сближения скважин, 0,8÷1,9 принимаем, 1.5;

g - удельный расход взрывчатого вещества - это количество ВВ необходимого для разрушения 1м³ (берется из таблицы), принимаем, 0,4;- плотность взрываемого вещества, кг/м.

Р=7,85*d²_скв*(42)

где - плотность взрывчатого вещества в скважине, кг/м³; =0,80,9 принимаем, 0,9.

Р=7,85*2²*0,9=28,26(кг/м),

W=0.87=6(м)

Определяем длину забойки l_заб, м., по формуле

l_заб=0,75*W(43)

l_заб=0,75*6=4,5(м)

Определяем длину заряда l_зар, м., по формуле

l_зар=l_скв-l_заб(44)

l_зар=22-4,5=17,5(м)

Q=P*l_зар(45)

Q=28,26*17,5=495(кг)

Определяем расстояние между скважинами в ряду , м., по формуле

a=m*W(46)

a=1,5*6=9

в =а так как принимаю квадратную сетку скважин.

N_ряд=(47)

N_ряд==2(шт.)

Принимаем двух рядное взрывание.

Принимаем 1 взрыв в 10 дней.

Определяем объем взорванной массы V_вз.бл, м^3.., по формуле

V_вз.бл=10*Q_{cут экс}(48)

V_вз.бл=10*9868=98680(м³)

Рассчитываем объем взорванной массы от одной скважины V_1cкв, кг, по формуле

V_1cкв=Н*а*W(49)

V_1cкв=20*6*9=1080(кг)

Определяем количество скважин в блоке N, шт., по формуле

N=(50)

N==90(шт.)

Определяем количество скважин в ряду n_cкв, шт., по формуле

n_cкв=(51)

гдеn_ряд -количество рядов шт.

n_cкв==45(шт.)

Определяем вес заряда в скважине Q, кг., по формуле

Q=a*q*W*H(52)

гдеk - коэффициент, который равен 0,35.

Q=6*0,4*9*20=432(кг)

Определяем требуемое количество ВВ на один взрыв Q_cер, кг., по формуле

Q_cер=Q*N(53)

Q_cер=432*9=38880(кг)

Определяем безопасное расстояние R_разл, м., по формуле

R_разл=1250*n_з*(54)

n_з==0,8,

n_заб==4,5,_разл=1250*0,8*=137(м)

Принимаем 200 м

Рассчитываем средства взрывания.

Принимаем электрическую систему инициирования. Медные провода сечением: для магистральных S_м=1,5 мм², для остальных S=0,5 мм². Электродетонаторы принимаем ЭД-24-Э с сопротивлением R_эд=3 Ом. В качестве источника тока - взрывная машинка КПМ-3, для которой предельно допустимое сопротивление ЭВС составляет R_пр=600 Ом. Расстояние до взрывного пункта L_в.п=200м.

Число скважин в ряду n_с.р=45, расстояние между скважинами a=9 м, между скважинами в ряду b=9 м, глубина заложения ЭД в скважину l_з=10,5 м.

Определяем длину магистральных проводов L_м, м., по формуле

L_м=2*L_в._п*k_у(55)

гдеk_у - коэффициент увеличения длины, 1,1.

L_м=2*200*1,1=440(м)

Определяем длину соединительных проводов L_с, м., по формуле

L_с=n_с._р*a*k_у-9(56)

_с=45*9*1,1-9=437(м)

Определяем длину участковых проводов L_у, м., по формуле

L_с=L_у(57)

L_с=L_у=437(м)

Определяем длину одной пары концевых проводов L_к, м., по формуле

L_к=2*(L_заб+0,25)(58)

L_к=2*(4,5+0,25)=9,5(м)

Определяем сопротивление магистральных проводов R_м, Ом., по формуле

 

R_м=*(59)

где- удельное сопротивление проводов, Ом*мм²/м.

R_м=0,0175*=5(Ом)

Определяем сопротивление соединительных проводов R_с, Ом., по формуле

R_c=*(60)

R_c=0.0175*=15(Ом)

Определяем сопротивление участковых проводов R_у , Ом., по формуле

R_c=R_у(61)

R_c=R_у=15(Ом)

Определяем сопротивление одной пары концевых проводов R_к, Ом., по формуле

R_к=*(62)

R_к=0,0175*=0,33(Ом)

Определяем общее сопротивление ЭВС R_общ, Ом., по формуле

R_общ=R_м+R_с+R_у+т*(R_к+R_зд)(63)

_общ=5+15+15+90*(0,33+3)=335(Ом)

Определяем общее сопротивление ЭВС должно быть меньше допустимого для взрывной машинки КПМ-3 при условии R_общ R_пр получаем 335600

2.4     Отвалообразование

Отвал по своей конструкции представляет собой насыпь горной массы, состоящую, как правило, из нескольких слоев (ярусов) и имеющую в плане в общем случае криволинейную форму или чаще близкую к прямоугольнику.

Отвалообразование в комплексе вскрышных работ является важным процессом, потому что, во-первых, объем отвальных пород очень значителен, во-вторых, от организации отвальных работ зависит успешность работы вскрышных экскаваторов и транспорта вскрыши.

В настоящие время расходы на отвалообразование составляю 12 - 15% расходов на вскрышные работы.

По размещению относительно контура карьера отвалы делятся на внешние и внутренние, а по стационарности - на постоянные и временные.

В один отвал может быть разделено и уложено два - четыре вида пород или некондиционных полезных ископаемых. Складирование пород независимо о их физика - механических свойств и качественных характеристик называется валовым.

Как правило, по высоте отвал состоит из двух - пяти ярусов, высота каждого из которых равна высоте отвального уступа и ограничивается прежде всего условиям безопасного ведения работ.

Выбор способа отвалообразования. Принимаю экскаваторное отвалообразование, так как используется авто транспорт. При экскаваторном отвалообразовании укладка породы в отвал осуществляется мехлопатами, драглайнами, абзетцерами. Думпкары состава поочередно разгружаются в приемный бункер, который периодически, по мере развития отвальной заходки, сооружается экскаватором.

2.4.1 Расчет основных параметров отвала. Выбор способа отвало-образования

Высота первого яруса Н₁=15 м, высота второго яруса Н₂=15 м. Принимаем длину отвального тупика L_о=1000 м.

Определяем площадь, требуемую для размещения отвала вскрышных пород S₀, м², по формуле

(64)

гдеV_П - объем пород, подлежащих укладке в отвал, м³;

К_р - коэффициент остаточного разрыхления пород в отвале, 1,2;

n₁ и n₂ - коэффициенты, учитывающие заполнение второго и третьего ярусов. n₁=1 и n₂=0,8.

(млн.м²)

Определяем количество составов, разгружаемых за смену на отвальном тупике N_о.см, составов, по формуле

(65)

гдеf- коэффициент, учитывающий неравномерность работы транспорта, 0,9;

K_пр - коэффициент, учитывающий время на профилирование отвала, 0,8;

t_o - время обмена составов 9 минут.

(составов)

Определяем приемную способность отвального тупика Q_o, м³., по формуле

Q_o= N_o.см*V_н(66)

гдеV_н - вместимость породного состава, м³.

Q_o=17*485=8245 ()

Рассчитываем количество рабочих отвальных тупиков N_р.т тупика, по формуле

N_р.т.=Q_см./ Q_o(67)

N_р.т=8475/8245=1(тупика)

2.5     Выбор транспорта

Выбираем для транспортирования полезного ископаемого и вскрышных пород в условиях карьера принимаю железнодорожный транспорт, так как годовая производительность составляет 6 млн. т/год, срок службы 28 лет.

Достоинство автомобильного транспорта:

-       маневренность;

-       малые капиталовложения;

-       малый обслуживающий персонал.

Недостатки:

-       большая себестоимость;

-       экологически грязный вид транспорта;

-       зависимость от погодных условий

Выбираем БЕЛАЗ-549 со следующими характеристиками:

- грузоподъемность75т,

- геометрический объем кузова40,5 м³

-       скорость порожного20км/час

-       скорость груженного15км/час

-       время разгрузки2мин.

-       время на маневры, остановки0,8 мин.

Определяю время рейса автомобиля Т_р, час, по формуле

Т_р=t_n+t_гр+t_пор+t_p+t_доп(68)

гдеt_n- время погрузки автомашины, мин; t_гр- время движения груженной машины, мин; t_пор- время движения порожней машины, мин; t_р- время разгрузки машины, мин; t_доп- время на маневры при погрузку и разгрузки машины, мин.

(69)

где V_k- объемом ковша экскаватора, м³;

V_a- емкость кузова с «шапкой», м³; K_н- коэффициент наполнения.

 (мин)

t_пор= (70)

где V_гр - скорость порожнего автомобиля, км/ч  S - расстояние транспортировки, км.

В связи с тем, что карьер имеет большую производственную мощность 6 млн.т./год, срок службы 28 лет, глубина карьера 71 метр, то принимаем в качестве карьерного транспорта автотранспортный.

T_p=2,5+8+6+2+0,8=19(час)

Определяем коэффициент использования грузоподъемности К_г, по формуле

K_г= QUOTE ф(71)

где q_ф- фактически перевозимый груз, Т;

q_а- грузоподъемность, Т.

К_г= QUOTE 75=0,9

Определяем техническую производительность автомашины q_тех.,

т/смену, по формуле

Q_тех= (72)

гдеq_a - грузоподъемность автомобиля, т;

К_исп - коэффициент использования грузоподъемности;

Т_см - длительность смены, ч;

Т_р - время рейса (без учета времени ожидания), ч.

Q_тех= (т/смену)

Определяем сменный пробег автосамосвала L_см, км

L_см=(73)

L_см==150(км)

Определяем эксплуатационную производительность Q_’экс, т/смену, по формуле

Q_экс=Q_тех*К_в(74)

К_в=(75)

гдеТ_пр - принимаю 2 часа

К_в= =0,83,

Q_экс=2612*0,83=2168

Определяем рабочий парк машин N_p, по формуле

N_p=(76)

гдеW- годовой грузооборот карьера, m;

f- коэффициент неравномерности перевозок, 1,1-1,25.;

n_р.д- режим работы карьера;

n_с- число смен в сутки.

(шт).

Определяю инвертарный парк автомашин, N_инв

N_инв= (77)

гдеК_т.г- коэффициент технической готовности автопарка. 

N_инв==27(шт).

2.6     Охрана труда и правила безопасности

При работе на экскаваторе. Экскаватор необходимо располагать на уступе или отвале на выровненном основании с уклоном, не превышающем допустимого техническим паспортом экскаватора

При погрузке экскаватора в железнодорожные вагоны и разгрузке их на экскаваторных отвалах поездная бригада должна подчиняться сигналам машиниста экскаватора, подаваемым в соответствии с сигналами; установленными при эксплуатации железнодорожного транспорта. Таблицу сигналов следует вывешивать на кузове экскаватора на видном месте, с ней должны быть ознакомлены машинисты экскаватора и водители транспортных средств.

Запрещается во время работы экскаватора пребывать в зоне действия экскаватора.

При передвижении гусеничного экскаватора по горизонтальному участку или на подъем привод ходовой тележки должен находиться сзади, а при спусках с уклона - впереди. Ковш должен быть опорожнен и находится не выше 1 метра от почвы, а стрела установлена по ходу экскаватора. При передвижении экскаватора на подъем или спусках необходимо предусматривать меры безопасности.

Перегон экскаватора должен осуществляться по трассе, расположенной вне призм обрушения, с уклонами не прерывающими допустимые по техническому паспорту экскаватора, и имеющей ширину, достаточную для маневров.

В случаи угрозы обрушения или оползания уступа во время работы экскаватора или при обнаружении отказавших зарядов взрывчатых материалов машинист экскаватора обязан прекратить работу, отвезти экскаватор в безопасное место и поставить в известность руководителя смены.

Работа на буровом станке. При перемещении бурового станка с поднятой мачтой по уступу допускается по спланированной площадке. Бурение скважин следует производить в соответствии с инструкциями, разработанным организациями на основании типовых схем для каждого способа бурения.

Буровой станок должен быть установлен на спланированной площадке на безопасном расстоянии от верхней бровки уступа, определяемый расчетами или проектом, но не менее 2 метров от бровки до ближайшей точки опоры станка, а его продольная ось при бурении первого ряда скважин должна быть перпендикулярна бровке уступа.

Запрещается работа на буровых станках неисправными: ограничителями переподъема бурового снаряда, тормозе лебедки и системе подавления.

Подъемный канат бурового станка должен рассчитываться на максимальную нагрузку и иметь пятикратный запас прочности.

При отвалообразовании запрещается размещать отвалы на площадках месторождений, подлежащих отработке открытым способом.

Высота породных отвалов и отвальных ярусов, углы откоса и призма обрушения, скорость продвижения фронта отвальных работ устанавливается проектом в зависимости от физико-механических свойств пород отвала и его основания, способов отвалообразования и рельефа местности.

При взрывных работах взрывчатые материалы разрешается хранить до заряжения на местах работы в размере суточной потребности вне опасной зоны и сменной потребности в приделах опасной зоны, за исключением массовых взрывов, когда в опасной зоне может находиться под охраной подлежащей заряжению количество взрывчатых веществ, но без СИ и боевиков. Хранить взрывчатые вещества в зарядных машинах более суток запрещается.

Средства инициирования и боевики могут переноситься только взрывником.

При совместной доставке средства инициирования и взрывчатых веществ взрывник может переносить не более 12кг взрывчатого материала. Масса боевиков переносимых взрывником не должна превышать 10кг.

Доставка взрывчатых материалов должна проводиться по установленным руководителем предприятия маршрутом. Она может осуществляться проинструктированными рабочими под наблюдением взрывников или сопровождающих лиц. Взрывчатые вещества и средства инициирования необходимо доставлять и перевозить раздельно в сумках.

При доставке взрывчатых материалов к непосредственным местам работы должна выполняться следующие условия:

Разгрузка транспортного средства не более 2/3 его грузоподъёмности.