Технологический расчет основных процессов открытых горных работ

ВВЕДЕНИЕ

На современном этапе формирования рыночной экономики страны основой функционирования и развития ее горной промышленности является открытый способ добычи полезных ископаемых. Ныне в России этим способом добывается около 90% железных руд, до 60% руд цветных металлов и угля [IV]. Разработка месторождений открытым способом обеспечивает значительно лучшие технико-экономические показатели, чем подземным.

Добыча полезных ископаемых открытым способом в нашей стране производится с давних времен. В настоящее время действуют предприятия большой производственной мощности.

Во второй половине 20 века в связи с истощением минерально-сырьевой базы России появилась устойчивая тенденция к освоению месторождений глубинного, нагорно-глубинного типа с вовлечением в разработку бедных руд, что предопределило значительное увеличение глубины карьеров, их размеров в плане и поставило горнодобывающие предприятия в более сложные условия.

По данным ИГД УрО РАН каждые 100 м роста глубины карьера сопровождаются снижением производительности буровых станков в среднем на 6-8%, экскаваторов на 8-12%, автосамосвалов на 16-22%, локомотивосоставов на 10-14%. Работа значительного числа а/с в карьере резко ухудшает экологическую обстановку. Решить ряд проблем можно внедрением на горных предприятиях новых решений в области техники и технологии.

Основным направлением в техническом перевооружении ОГР за рубежом в последнее десятилетие является широкое внедрение высокопроизводительного оборудования: буровых станков с диаметром долота до 450 мм, карьерных экскаваторов с ковшом вместимостью до 26 м3, автосамосвалов грузоподъемностью до 310 м3, различного вспомогательного оборудования, повышающего возможность основного и высвобождающего определенное число рабочих. В последние годы повышение технического уровня карьеров обеспечило рост сменной производительности труда по горной массе в среднем от 180 до 240 т (от 70 до 90 м3), а на ряде новых предприятий уровень сменной производительности труда достиг 95-100 м3/чел.

Одним из перспективных направлений является внедрение перспективных циклично-поточной и поточной технологий, в частности, на разработке месторождений скального и полускального типа. В нашей стране при активном участии машиностроительных институтов и заводов были обоснованы технические требования и создан ряд опытных образцов оборудования для ЦПТ, испытанных на ряде горных предприятий (Гайский, Ново-Кроворожский, Центральный Криворожский, Качканарский ГОКи и Тургоякский карьер). Положительные результаты научно-исследовательских, конструкторских, и опытно-промышленных работ позволили запроектировать и впоследствии реализовать ЦПТ на большинстве рудных комбинатов бывшего СССР. Опыт применения ЦПТ показал, что своевременное внедрение ее на глубоких карьерах позволяет сократить затраты на транспортирование горной массы на 15-20%, повысить производительность труда, снизить объем горно-капитальных работ и количество вредных выбросов в атмосферу.

Бурное развитие горных работ стало возможным благодаря достижениям горной науки техники в основу которых положены труды академиков Н.В. Мельникова, В.В. Ржевского, профессоров Е.Ф. Шешко, А.И. Арсентьева, В.С. Хохрякова, П.И. Токмакова и др

1. КРАТКАЯ ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ И ГОРНОТЕХНИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

В данном работе проектируется карьер с размерами по длине Lк = 1000 м, по ширине Вк = 460 м. По условию производственная мощность карьера по полезному ископаемому составляет Qпи = 1300 тыс. т/год, по горной массе

Ar = 2430 тыс. м3/год, по вскрыше Vв = 2010 тыс. м3/год.

Крепость полезного ископаемого составляет f=14. В соответствии с классификацией горных пород по шкале крепости проф. М.М. Протодьяконова, данное полезное ископаемое относится к категории очень крепких пород. Из литературы следует, что это полезное ископаемое – мрамор среднетрещеноватый. Его пределы прочности и плотность: σсж=125 МПа, σсдв=19,2 МПа, σраст =10,8 МПа, γ = 2,5 т/м3.

Определяем показатель трудности разрушения по формуле:

ПР = 0,05[Ктр·(σсж + σсдв + σраст.) + γ·g]; (1) [II]

где: g – ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2;

Ктр – коэффициент, учитывающий трещиноватость, Ктр = 0,85

ПР = 0,05[0,85·(125 + 19,2 + 10,8) + 2,5·9,8] = 7,81;

По классификации акад. В.В. Ржевского полезное ископаемое относится по показателю трудности разрушения ко II классу и 8 категории.

Определяем показатель трудности бурения по формуле:

Пб = 0,07(σсж + σсдв + γ·g); (2) [II]

Пб = 0,07(125 + 19,2 + 2,5·9,8) = 11,8;

В соответствии с классификацией акад. В.В. Ржевского по показателю трудности бурения, порода относится к III классу – труднобуримая и 12 категории. Вскрышные породы с коэффициентом крепости f = 12 и показателем трудности бурения Пб = 10 относится ко II классу и 10 категории – средней трудности бурения.

Месторождение можно охарактеризовать:

- По форме: плитообразная залежь, т.к. вытянута преимущественно в двух направлениях;

- В зависимости от положения относительного господствующего уровня поверхности и глубины залегания: глубинного типа, т.к. мощность покрывающих пород Мп = 30 м;

- По углу падения: крутая залежь φ = 70є;

- По мощности: весьма мощное mпи = 35 м.

Пояснительная схема разработки залежи

2. РЕЖИМ РАБОТЫ КАРЬЕРА, ОБЩАЯ ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ В КАРЬЕРЕ

В соответствии с нормами технологического проектирования для данных условий принимается круглогодичный режим работы карьера, при шестидневной рабочей неделе. Количество рабочих дней в году равно 300. Суточный режим работ трехсменный, продолжительность рабочей смены – 8 часов. Число рабочих смен в году – 900.

Определение границ карьерного поля.

По условию размеры карьера по поверхности составляют 1000ґ460 м.

Глубина карьера определяется по формуле:

, м;

где: киз – коэффициент извлечения запасов полезного ископаемого (0,95-0,97);

кгр – граничный коэффициент вскрыши;

м – горизонтальная мощность залежи;

м;

С учетом принятых углов наклона бортов карьера размеры карьера по дну составят.

Длина карьера по дну:

м;

Ширина карьера по дну:

м.

где: А – длина карьера по верху, А = 1000 м;

В – ширина карьера по верху, В = 460 м;

α,αґ - углы откосов нерабочего и рабочего бортов карьера;

Н – глубина карьера, м;

м;

м.

3. ПОДГОТОВКА ГОРНОЙ МАССЫ К ВЫЕМКЕ

Подготовку горных пород к выемке осуществляем буровзрывным способом.

3.1 Буровые работы

3.1.1 Выбор и обоснование бурового оборудования

Первоначально выбираем диаметр скважины. При показателях трудности бурения 10 и 11,8 выбираем dскв = 243 мм.

Буровые станки шарошечного бурения в настоящее время получили широкое распространение при бурении скважин диаметром 160-320 в породах с Пб > 5. По коэффициенту крепости выбираем станок СБШ-250МН.

Таблица 3.1 [IV] Техническая характеристика бурового станка СБШ-250МН

3.1.2 Технологические расчеты параметров буровых работ

Определяем техническую скорость бурения по формуле:

Vб.ш. = 2,5·Р0·nв·10-2/(Пб·dд2), м/ч; (3.1) [I]

где: Р0 – усилие подачи, Р0 = 294,3 кН;

nв – частота вращения штанги nв = 16,43 с-1;

dд – диаметр долота - dд = 0,214 м;

Vб.ш. = 2,5·294,3·16,43·0,01/(11,8·0,2432) = 14,7 м/ч;

Определяем сменную производительность станка по формуле:

, м/смену; (3.2) [II]

где: Кпр – коэффициент, учитывающий внутрисменные простои бурового станка, Кпр = 0,75ч0,85;

Тсм – продолжительность смены, Т = 8 ч;

Тпз – время на подготовительные и заключительные работы, Тпз = 0,5 ч;

Тр – регламентированный перерыв, Тр = 1 ч;

tв – вспомогательное удельное время бурения скважин, tв = 0,033ч0,066 ч/м;

tо – удельное основное время бурения скважин, ч/м:

tо = 1/Vб, ч/м;

tо = 1/14,7 = 0,068 ч/м;

м/смену;

Выбранный буровой станок СБШ-250МН имеет ряд достоинств высокая скорость бурения, при работе станка не требуется доставка воды и тяжелого инструмента (долот), возможность регулировки осевого давления и числа оборотов в широких пределах, возможность бурения наклонных скважин. Также имеются и недостатки: большая масса станка, недостаточная стойкость шарошек и большой их расход.

Оценка взрываемости горных пород осуществляется по эталонному расходу (г/м3) взрывчатого вещества – аммонита 6ЖВ.

Определяем эталонный удельный расход ВВ по формуле:

qэ = 2*10-1(σсж+ σсдв+ σраст+γ·g), г/м3; (3.3) [II]

где: σсж, σсдв, σраст – пределы прочности горной породы на сжатие, сдвижение и растяжение, МПа: σсж = 125 МПа; σсдв = 19,2 МПа; σраст = 10,8 МПа;

γ – плотность горной породы, γ = 2,5 т/м3;

g – ускорение свободного падения, g = 9,8 м/с2;

qэ = 2*10-1(125 + 19,2 + 10,8 + 2,5·9,8) = 24,5 г/м3;

Определяем проектный удельный расход ВВ по формуле:

qп = qэ * Квв * Кд * Ктр * Ксз * Ку * Коп, г/м3; (3.4) [II]

где: Квв – переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ

(аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере:

Квв = 1,2;

Кд – коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

Кд = 0,5/dср;

где: dср – требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м:

dср = (0,1…0,2)*, м;

где: Е – емкость ковша применяемой модели экскаватора (ЭКГ-6,3УС), м3: 6,3 м3;

dср = 0,2*= 0,36 м;

Кд = 0,5/0,36 = 1,47;

Ктр - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещиноватостью породы:

Ктр = 1,2*lср +0,2;

где: lср – средний размер структурного блока в массиве: lср = 0,7 м;

Ктр = 1,2*0,7 + 0,2 = 1,4;

Ксз - коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине: Ксз = 1,1;

Ку - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:

Ку = , при Ну≤15 м;

где: Ну – высота уступа: Ну = 10 м;

Ку = = 1,2;

Коп – коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем характерным для короткозамедленного многорядного взрывания:

Коп = 3,5;

qп = 24,5*1,2*1,47*1,4*1,1*1,2*5,5 = 232,9 г/м3;

Определяем глубину скважины по формуле:

Lс = Hу/sinβ + lп, м; (3.5) [II]

где: β – угол наклона скважины к горизонту: β = 90°;

lп – перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:

lп = (10ч15)*dскв, м;

где: dскв – диаметр скважины, dскв = 0,243 м:

lп = 10*0,243 = 2,43 м;

Lс = 10/1 + 2 = 12 м;

Определяем длину забойки по формуле:

lзаб = (20ч35)*dскв, м; (3.6)[II]

lзаб = 25*0,243 = 6 м;

Определяем длину заряда по формуле:

lзар = Lc - lзаб, м; (3.7)[II]

lзар = 12 – 6 = 6 м;

Определяем вместимость скважины по формуле:

ρ = π*dc2*Δ/4, кг/м; (3.8)[II]

где: Δ – плотность заряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании Δ = 900…1000 кг/м3;

ρ = 3,14*0,2432*1000/4 = 46,3 кг/м;

Определение линии наименьшего сопротивления:

Исходя из качественной проработки подошвы уступа, величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле С.А. Давыдова:

м; (3.9)[II]

где: Кm – коэффициент, учитывающий трещеноватость породы в массиве:

Кm = 1,1;

= 8,2 м;

Исходя из условия достижения требуемой степени дробления породы, линия наименьшего сопротивления по подошве уступа составит:

м; (3.10)[II]

10,8 м

Исходя из условий обеспечения безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах), величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле:

м; (3.11)[I]

5,7 м;

Бурение вертикальных скважин допускается, т.к. минимальное из значений W1 и W2 соответствует условию безопасности ведения буровых работ.

Определяем расстояние между скважинами в ряду по формуле:

а = m*М, м; (3.12)[I]

а = 1*8,2 = 8,2 м;

Определяем расстояние между рядами скважин при квадратной сетке по формуле:

b = а, м; (3.13)[I]

b = 8,2 м;

Определяем ширину развала взорванной массы при многорядном короткозамедленном взрывании по формуле:

Вм = кз*Во + (nр - 1)*b, м; (3.14)[II]

где: nр – число рядов скважин, nр =3;

кз – коэффициент, зависящий от интервала замедления, кз = 0,85;

Во – ширина развала взорванной горной массы при однорядном взрывании:

Во = кв*кb*Hу, м; (3.15)[II]

где: кв – коэффициент, учитывающий наклон скважин:

кв = 1 + 0,5*sin2(90-β);

кв = 1 + 0,5*0 = 1;

кb – коэффициент, учитывающий взрываемость породы, кb = 2ч2,5;

Во = 1*2*10 = 18,1 м;

Вм = 0,85*18,1 + (3-1)*8,2 = 31,8 м;

Определяем высоту развала по формуле:

Нр = (0,8ч1)* Hу, м; (3.16)[II]

Нр = 0,9*10 = 9 м;

Определяем средний выход взорванной массы по формуле:

, м/м3; (3.17)[II]

= 59,3 м/м3;

Определяем необходимое количество буровых станков по формуле:

N = П·К/(Qсм·n·nгод·V), ед.; (3.18)[IV]

где: П – производительность карьера по горной массе, П = 2430 тыс. м3/год;

К – коэффициент резерва станков, К = 1,2ч1,25;

n – число смен работы станков в сутки, n = 3;

nгод – число рабочих дней бурового станка в году, nгод = 300;

V – выход горной массы с 1 м скважины:

V = а·b/Ну, м3;

V = 8,2·8,2/15 = 4,5 м3;

N = 2430·103·1,2/(44·3·300·4,5) = 2 станка;

Схема к расчету параметров буровзрывных работ

3.2 Определение параметров взрывных работ

Принимая во внимание крепость взрываемых пород, их обводненность и стоимость взрывчатых веществ наиболее рациональным будет применение взрывчатых веществ типа игданит (смесь гранулированной аммиачной селитры и дизельного топлива). Игданиты можно приготовить непосредственно на месте заряжания скважин.

Достоинства: безопасен в обращении, имеет низкую себестоимость, пригоден для механизированного заряжания.

Недостатки: возможность применения только в сухих скважинах, при длительном заряжании частичная потеря взрывчатых свойств.

Определим массу заряда скважины по формуле:

Q = qп·а·W·Hу, кг; (3.19)[V]

Q = 0,2329·8,2·8,2·15 = 235 кг;

Применяем многорядное короткозамедленное взрывание, что обеспечит более высокие технико-экономические показатели взрывных работ, чем при мгновенном взрывании.

Выбираем схему с поперечным врубом. Она обеспечит сокращение ширины развала на 20-30%.

Определяем интервал замедления по формуле:

- при однорядном взрывании:

τ = К·W, мс; (3.20)[I]

где: К – коэффициент, зависящий от взрываемости пород, К = 3ч4;

τ = 3,5·8,2 = 28,7 мс;

- при многорядном взрывании интервал замедления увеличивается на 25%;

τ = 35 мс;

При взрывании используем пиротехнический замедлитель детонирующего шнура КЗДШ-69.

Схема прямого торцового вруба

3.2.2 Выбор способа дробления негабарита

Негабаритные куски при разработке плохо взорванного массива складываются на рабочей площадке экскаватора и подвергаются вторичному дроблению механическим, взрывным или электрофизическим способом.

Мы выбираем взрывной способ разрушения накладными зарядами. В шпур взрывчатое вещество с удельным расходом 2,5-3 кг/м3 располагают слоем 3-5 см и присыпают песком.

Схема взрывного дробления негабаритных кусков.

Таблица 3.2. Таблица основных параметров и показателей БВР

4. ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ.

4.1 Обоснование вида и типоразмера оборудования

Комплекс основного горного и транспортного оборудования должен обеспечить планомерную, в соответствии с мощностью грузопотока, подготовку пород к выемке, их выемку и погрузку, перемещение, складирование в пределах каждой технологической зоны карьера, в которой формируется грузопоток. При выборе средств выемки и транспорта следует руководствоваться основными требованиями, предъявляемыми к комплексам оборудования:

В комплекс оборудования должны входить только машины, паспортные характеристики которых соответствуют горно-технологическим характеристикам пород при выполнении каждого процесса;

Комплекс оборудования должен соответствовать принятым системам разработки и вскрытия, размерам и форме карьера, его мощности, сроку строительства и эксплуатации, организационным условиям ведения горных работ;

Чем меньшее число действующих машин и механизмов входит в комплекс, тем надежнее, производительнее и экономичнее его работа;

Отдельные машины и механизмы комплекса по своим параметрам должны соответствовать друг другу, быть типовыми и серийными, чтобы была возможна замена;

Коэффициент резерва мощности и технической производительности отдельных машин по сравнению со среднечасовыми показателями их работы в соответствии с характером горного производства должен быть не более 1.5…1.7 при разработке скальных и разнородных пород и не менее 1.2…1.3 при разработке мягких пород.

Следует по возможности отдавать предпочтение одной мощной машине взамен нескольких машин меньшей мощности.

Учитывая характеристики месторождения и слагающих его пород наиболее эффективным будет использование на выемке карьерных экскаваторов типа ЭКГ. Годовая производственная мощность карьера по полезному ископаемому составляет 1,3 млн.т, по пустым породам – 2,010 млн.м3, годовая мощность вскрышного и добычного комплексов должна быть равна соответствующей мощности карьера. Данной производительности в полной мере соответствует (принимая во внимание условия 2, 5, 6) экскаватор типа ЭКГ-6,3УС. В качестве транспортного оборудования, учитывая те же факторы рациональным будет использование автомобильного транспорта, а именно использование автосамосвалов типа БелАЗ - 548. Выбранному комплексу выемочно-транспортного оборудования по своим эксплуатационным параметрам соответствует буровой станок СБШ-250МН.

Выбор типа оборудования производим по относительному показателю трудности экскавации:

- при выемки горных пород из массива:

Пэ’ = 3·Кс(0,2·σсж + σсдв + σраст.) + 0,03·γ·g; (4.1)[II]

Кс – коэффициент структурного ослабления: Кс = 0,6;

Пэ’ = 3·0,6(0,2·125 + 19,2 + 10,8) + 0,03·2,8·9,8 = 99,8;

- при выемки разрушенных горных пород:

Пэ’’ = 0,22·(А + 10·А/Кр9); (4.2)[II]

где: Кр – коэффициент разрыхлениям породы в развале, Кр = 1,3;

А = 10-2·γ·g·dср + σсдв;

где: dср – средний размер кусков породы в развале, dср = 0,3 м;

А = 10-2·2,8·9,8·0,3 + 19,2 = 19,3:

Пэ’’ = 0,22·(19,3 + 10·19,3/1,39) = 8,2;

Исходя из этого тип применяемого выемочно-погрузочного оборудования – прямая механическая лопата верхнего черпания.

Выбор модели экскаватора производим в соответствии с суммарной емкостью ковша экскаватора:

, м3; (4.3)[VII]

где: Аг – годовая производительность карьера по горной массе, м3/год;

tц – время рабочего экскаватора, с;

Тсм – продолжительность смены, ч;

nсм – количество смен;

Nр – количество рабочих дне экскаватора, сут.;

Кн – коэффициент наполнения;

Ки – коэффициент использования экскаватора во времени;

м3;

В качестве выемочно-погрузочного оборудования принят экскаватор ЭКГ-6,3УС.

Таблица 4.1.[IV] Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-6,3УС .

Конструктивная схема экскаватора ЭКГ-6,3УС

4.2 Технологические расчеты параметров выемочно-погрузочных работ.

Определяем техническую производительность экскаватора по формуле:

Qтехн = 60·Е/t, м3/ч; (4.4)[IV]

где: t – время рабочего цикла экскаватора, мин.;

Qтехн = 60·6,3/0,5 = 756 м3/ч;

Определяем сменную производительность экскаватора по формуле:

Qсм = Qтехн·Тсм·Кэ·ηu, м3/смену; (4.5)[IV]

где: Тсм – продолжительность рабочей смены, Тсм = 8 ч;

Кэ – коэффициент экскавации, Кэ = Кн/Кр = 0,6;

ηu – коэффициент использования экскаватора во времени в течении смены , ηu = 0,7;

Qсм = 756·8·0,6·0,7 = 2540 м3/смену;

Определяем годовую производительность экскаватора по формуле:

м3/год; (4.6)[IV]

где: n – число смен в сутки;

N – число рабочих дней в году.

Qгод = 2540·3·300 = 2286000 м3/год;

Поэтому в рабочей зоне карьера на каждом уступе устанавливаем по одному экскаватору. Выемку пород в забое принимаем торцовым забоем, верхним черпанием и нижней погрузкой.

Схема торцового забоя механической лопаты при выемке взорванной породы

Швб – ширина взорванного блока;

В – ширина развала пород;

А – ширина заходки: А = Rчу+Rрmax = В=13,5+19,8=33,3;

5. ПЕРЕМЕЩЕНИЕ КАРЬЕРНЫХ ГРУЗОВ

5.1 Обоснование типа карьерного транспорта

Исходя из удельного веса полезного ископаемого, расстояния транспортирования, производственной мощности карьера, емкости ковша экскаватора выбираем автомобильный вид транспорта, как для полезного ископаемого, так и для пустых пород, а именно автосамосвал БелАЗ-548.

Таблица 5.1 Техническая характеристика автосамосвала БелАЗ-548.

5.2 Технологические расчеты параметров транспортирования горной массы

Определяем необходимое количество автосамосвалов для бесперебойной работы экскаватора по формуле:

N = Тр·/tn, шт.; (5.1)[III]

где: Тр – продолжительность рейса автосамосвала, мин.;

Тр = tn+tгр+tпор+tр+tдоп., мин.;

где: tn, tр – время погрузки разгрузки автосамосвала, мин.;

tгр, tпор – время движения груженого и порожнего автосамосвала, мин.;

tдоп. – дополнительное время на маневры, мин.;

tn = (Va·tц)/60·Е·Кэ, мин.;

где: Va – вместимость кузова автосамосвала, м3;

tц – продолжительность цикла черпания, сек.;

Кэ – коэффициент экскавации;

tn = (21·30)/60·6,3·0,6 = 2,8 мин.;

Определяем общее время движения автосамосвала по формуле:

tгр+tпор = Краз.·(60·Lгр/Vгр+60·Lпор/Vпор), мин.;

где: Lгр, Lпор – расстояния движения груженого и порожнего автосамосвала, км;

Vгр, Vпор – скорость движения груженого и порожнего автосамосвала, км/ч;

Краз – коэффициент, учитывающий изменение скорости при разгоне и остановки (Краз = 1,1);

- для пустых пород:

tгр+tпор = 1,1·(60·4,2/32+60·4,2/38) = 15 мин.;

- для полезного ископаемого:

tгр+tпор = 1,1·(60·3/32+60·3/38) = 11,4 мин.;

- для пустых пород:

Тр = 2,8+15+1+0,5 = 19,3 мин.;

- для полезного ископаемого:

Тр = 2,8+11,4+1+0,5 = 15,8 мин.;

- для пустых пород:

N = 19,3/2,8 = 7 шт.;

- для полезного ископаемого:

N = 15,8/2,8 = 6 шт.;

Определяем техническую производительность по формуле:

Qтехн = Qа·Кq·60/Tр, т/ч; (5.2)[III]

где: Qа – грузоподъемность автосамосвала, т;

Кq – коэффициент использования грузоподъемности автосамосвала;

- для пустых пород:

Qтехн = 40·1,1·60/19,3 = 136,8 т/ч;

- для полезного ископаемого:

Qтехн = 40·1,1·60/15,7 = 168,2 т/ч;

Определяем эксплуатационную производительность по формуле:

Qэк = Qa·Кq·Тсм·Ки/Тр, т/смену; (5.3)[III]

где: Тсм – продолжительность смены, мин.;

Ки – коэффициент использования автомашин во времени;

- для пустых пород:

Qэк = 40·1,1·480·0,9/19,3 = 985 т/смену;

- для полезного ископаемого:

Qэк = 40·1,1·480·0,9/15,7 = 1211 т/смену;

Определяем ширину проезжей части дороги по формуле:

- при однополосном движении:

Шпч1 = а+2·y, м; (5.4)[I]

где: y – ширина предохранительной полосы между нагруженными колесами машины и кромкой проезжей части, y = 0,5 м;

а – ширина кузова, м;

Шпч1 = 3,780+2·0,5 = 4,780 м;

- при двухполосном движении:

Шпч2 = 2·(а+y)+x, м; (5.5)[I]

где: x – безопасный зазор между кузовами автосамосвалов, м;

Шпч2 = 2(3,780+0,5)+0,69 = 9,25 м;

Определяем пропускную способность дороги по формуле:

N = 1000·V·n·Кн/S, машин/час; (5.6)[I]

где: n