Лабораторная работа по "Геодезии"

Федеральное агентство по образованию 

ГОУ ВПО

Уральский Государственный Горный Университет

 

 

 

 

 

 

 

 

Лабораторные работы по дисциплине

«Основы горного дела»

Вариант №14

 

 

        

                                          

преподаватель: Стенин Ю.В.

 

 

                                                                                        

 

 

 

 

 

Екатеринбург 2008

СОДЕРЖАНИЕ

1.Определение объема капитальной  траншеи. 

2. Определение объема, размеров, производительности  и срока службы карьера, запасов  полезного ископаемого и коэффициента  вскрыши.

3. Расчет  заряда одиночной скважины

^{4. Расчет производительности  бурового станка}

5. Расчет  производительности карьерных экскаваторов

6. Определение  производительности карьерных автосамосвалов  

7. Конструкция  рабочего и не рабочего борта  карьера

8. Расчет бульдозерного  отвалообразования при автомобильном транспорте

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ОБЪЕМА КАПИТАЛЬНОЙ ТРАНШЕИ

 Цель работы - изучить методику определения объема капитальной траншеи.

1.1. Задачи работы

1.1.1. Ознакомиться с методикой  определения объема капитальных  траншей.

1.1.2. Выполнить расчет объема  капитальной траншеи по исходным  данным.

1.1.3. Исследовать  зависимость объема капитальной  траншеи от определяющих факторов.

1.1.4. Выполнить графическое изображение плана и элементов капитальной траншеи.

 Исходные данные:

Глубина траншеи,   h_т = 19м;

Ширина основания траншеи,    b_т = 23м;

Уклон наклонной траншеи,    I = 0,04

Угол откоса борта карьера,    α = 38^о

1.2. Порядок выполнения работы

1.2.1. По учебнику ознакомиться с конструкцией капитальных траншей и методикой определения их объема.

1.2.2. Ознакомиться с исходными данными. По данным заданного варианта выполнить расчет объема капитальной траншеи.

Объем простой капитальной траншеи  можно представить как сумму  объема полупризмы V  и объемов двух пирамид.

                               V_т = V₁ +2V₂, (2.1)

где    V_т - объем капитальной траншеи, м³ ;

V₁ - объем полупризмы, м³ ;

V₂ - объем пирамиды, м.

Объем полупризмы (V_1,м ) определяется:

 

^{Где   b_т - ширина основания траншеи, м;}

 h_т - глубина траншеи, м;

^{i - уклон капитальной траншеи, ед.}

^{Объем пирамиды (}V_2,^{м ) определяется}

 

^{где  – угол откоса борта траншеи, град.}

^{После преобразования формулы (2.1) объем  траншеи}

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2. Определение объема, размеров, производительности и срока службы карьера, запасов полезного ископаемого и коэффициента вскрыши

Цель работы - овладеть навыками простейших расчетов объема и размеров карьера, запасов полезного ископаемого и коэффициента вскрыши, производительности и срока службы карьера.

2.1. Задачи работы

2.1.1. Ознакомиться с методикой расчета объема и размеров карьера, запасов полезного ископаемого и среднего коэффициента вскрыши.

2.1.2 Выполнить расчет объема и размеров карьера, запасов полезного ископаемого и среднего коэффициента вскрыши по исходным данными

2.1.3 Исследовать зависимость объема карьера от его глубины.

 

Исходные данные:

длина залежи по простиранию, L = 1900 м;

горизонтальная мощность залежи, М = 150 м;

глубина карьера, H_к = 250 м;

мощность наносов, h_н = 30 м;

объемная масса полезного  ископаемого, γ_пи = 2,8 т/м³;

усредненный угол откоса нерабочих бортов карьера,  γ_ср = 44⁰

коэффициент извлечения η_н = 0,94

производительность карьера по полезному ископаемому, П_пи = т/год

2.2. Порядок выполнения работы

Ознакомиться с исходными  данными. Выполнить расчет объема и размеров карьера, запасов полезного ископаемого и среднего коэффициента вскрыши.

При равнинном рельефе  поверхности и наклонном или  крутом падении залежи объем карьера  может быть определен как сумма  отдельных геометрических фигур

(3.1)

где V_к — объем карьера, м ;

V₁ - объем призмы с основанием S = LM, м ;

S - площадь дна карьера, м ,

L - длина залежи по простиранию, м;

М - горизонтальная мощность залежи, м.

             ; (3.2)

где      H_к - глубина карьера, м;

V₂ - суммарный объем призм треугольного сечения, прилегающих с четырех сторон к объему с основанием V₁ (V₂ 'и V₂'' — вдоль длинных сторон карьера; V₃ ''' и V₃ ''''- вдоль коротких сторон у торцов карьера), м ;

  (3.3)

 

где   Р — периметр залежи ,  ;

V₃ - суммарный объем отдельных частей расчлененного конуса, располагающихся в угловых участках карьера (V₃' и V₃''), м ,

 

^{где γ_ср - усредненный угол откоса нерабочих бортов карьера, град.}

 

где    ^γ_в - угол откоса висячего нерабочего борта карьера, град;

^γ_л - угол откоса лежачего нерабочего борта карьера, град.

Суммарный объем карьера, таким образом, определяется по формуле:

 

Длина карьера по верху (L_к, м)

 

 

Ширина  карьера по верху (B_к, м)

 

 

Объем полезного ископаемого в контурах карьера (V_пи, м³)

 

^{где     h_н - мощность наносов, м.}

 

Промышленные запасы полезного  ископаемого в контурах карьера (Q_пи, т)

 

где ^γ_пи - объемная масса полезного ископаемого, т/м³;

η_и - коэффициент извлечения, учитывающий потери полезного ископаемого при разработке.

 

Объем породы в контурах карьера (V_п ,м )

 

 

Величина среднего коэффициента вскрыши (объем вынимаемой пустой

породы, приходящийся на единицу добываемого  полезного ископаемого) k_ср,м³/т

 

 

Производительность  карьера по вскрыше (П_в, м³/год) приблизительно устанавливается по среднему коэффициенту вскрыши

 

где П_пи - производительность карьера по полезному ископаемому, т/год

^{k_н- коэффициент неравномерности распределения вскрыши по годам}

(k_пи=1,1-1,3).

 

Производительность карьера по горной массе (П_гм, м³/год)

 

 

Суточная производительность карьера  по полезному ископаемому(П_пи,т/сут)

 

где Т_г - число рабочих дней карьера в год (Т_г = 350 дней).

 

^{Сменная производительность карьера по добыче и вскрыше  (П_пи , т/смену; П_в , т/смену)}

                      

где     n_см - число смен работы карьера в сутках (обычно 2-3 смены).

 

Суточная производительность карьера  по вскрыше (П_в ,м³ /сут)

 

 

 

Срок службы карьера (Г_сл, лет)

 

где – время на освоение и затухание мощности карьера по добыче (принимается 1,5 года);

^{Т₃ - расчетный срок эксплуатации карьера, лет.}

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

3. РАСЧЕТ ЗАРЯДА ОДИНОЧНОЙ СКВАЖИНЫ

Цель работы — изучить параметры и освоить принципы расчета скважинных зарядов.

3.1. Задачи работы

3.1.1. Изучить конструкции скважинных зарядов, параметры скважин, их  расположение на уступе.

3.1.2. Выполнить расчеты величины заряда одиночной скважины.

Исходные данные:

диаметр долота, d =214 мм;

крепость  горных пород, f = 8,0;

высота  уступа, H_у=10 м;

угол откоса, α = 70 ;

тип ВВ – грамонит 50/50

плотность заряда в скважине, Δ= 1 кг/дм³

удельный расход ВВ , q = 0,75 кг/м³

коэффициент учитывающий тип ВВ,  k_вв= 1,01

3.2. Порядок выполнения  работы

3.2.1. По учебнику ознакомиться с параметрами скважин, их расположением на уступе, конструкцией зарядов.

3.2.2. Ознакомиться с исходными данными. Выполнить расчет заряда одиночной скважины и параметров расположения скважин на уступе при однорядном расположении скважин.

Расчет выполняется в следующей  последовательности:

3.2.2.1. По заданному диаметру шарошечного долота определяется диаметр взрывных скважин (d_c, мм)

(3.1)

где   d_c - диаметр долота, мм;

          k_разб - коэффициент разбуривания, принимаемый в зависимости от   крепости пород

k_разб = 1,037

 

3.2.2.2. Определяется длина перебура (l_пер, м)

(3.2)

где d_c - диаметр скважины, м.

 

  3.2.2.3. Определяется длина скважины (l_пер, м)    

                                      (3.3)

^{где     Н_у - высота уступа, м.}

                                              

3.2.2.4.  Принимается тип ВВ и конструкция скважины- сплошной вертикальный заряд

3.2.2.5.  Определяется длина забойки (l_заб, м)

(3.4)

^{Где     l_с - длина скважины, м.}

 

^{3.2.2.6. Определяется  длина заряда  ВВ в скважине (}l_зар^{, м)}

 

 

3.2.2.7. Определяется удельная вместимость скважины (Р, кг/м)

(3.6)

где       d_с - диаметр скважины, дм; 

             Δ - плотность заряда в скважине, кг/дм³

 

3.2.2.8. Исходя из заданных удельного расхода эталонного ВВ ( q’ кг/м³ ) и коэффициента, учитывающего тип ВВ (k_ВВ), вычисляется удельный расход      принятого ВВ(q_n, кг/м³)

                                                                                (3.7)

= 1,01

 

^{3.2.2.9. Определяется величина преодолеваемой линии сопротивления по}   подошве (W, м)

                                               (3.8)

 

3.2.2.10. Выполняется проверка величины линии сопротивления по подошве по условию:

(3. 9)

                                            (3.10)

Где - угол откоса рабочего уступа, град.

 

3.2.2.11. Выполняется проверка  l_пер  по условию:

l_пер 0.3W                                                   (3.11)

 

Если  l_пер > 0.3W, то принимается l_пер = 0.3W и производится перерасчет величин l_c, l_заб и l_зар.

 

 

 

3.2.2.12. Определяется масса заряда в скважине (Q₃, кг )

                                                      (3.12)

 

3.2.2.13. Определяется расстояние между скважинами в ряду (а, м)

                                                 (3.13)

 

3.2.2.14. Выполняется проверка величины  а по допустимому коэффициенту сближения скважин m

                                                        (3.14)

 

На  практике коэффициент сближения  скважин составляет m = 0.8 – 1.4

3.2.2.15. Определяется ширина развала (В_р, м)

                                              (3.15)

где к_в – коэффициент, характеризующий взрываемость породы (для средневзрываемых пород к_в = 2.5 – 3.0);

к₃ – коэффициент дальности отброса породы, зависящий от принятого интервала замедления между отдельными скважинами.

К₃ = 0.9

 

Интервал  замедления (t, мс)

                                                     (3.16)

где к  – коэффициент, зависящий от взрываемости пород ( для средневзрываемых пород к = 3.0 – 4.0)

 

3.2.2.16. Определяется высота развала ( h_p, м )

                                        (3.17)

где к_р – коэффициент разрыхленных пород после взрыва (в развале).

При взрывании  пород на дробление  с однорядным расположением скважин развал имеет  форму, близкую к треугольной. При  этом к_р = 1.4 – 1.6.

 

3.2.2.17. Определяется выход взорванной горной массы с 1 п. м скважины (q_г.м, м³/м)

                                     (3.18)

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

4. Расчет производительности бурового  станка

 

Цель работы: изучить методику определения производительности буровых станков типа СБШ.

 

4.1. Задачи работы

4.1.1. Ознакомиться  с технологией бурения взрывных  скважин станками шарошечного  бурения.

4.1.2. Выполнить  расчет технической скорости  бурения и производительности  бурового станка.

4.1.3. Исследовать  зависимость технической скорости  бурения от показателя буримости горных пород.

 

Исходные  данные:

Диаметр долота – 

Прочность породы при сжатии –  МПа

Прочность породы при растяжение –  МПа