Politechnika Wrocławska Wrocław, 17.04.2011

Wydział Geoinżynierii, Geologii i Górnictwa

Rok II, Semestr IV

Studia stacjonarne I stopnia

Grupa: czwartek, godz. 17⁰⁵-18⁴⁵

PROJEKT Z EKSPLOATACJI ODKRYWKOWEJ

Temat: „Technologia pracy spycharek
i koparek jednonaczyniowych”

Wykonał: Prowadzący:

Andrzej Grobelny dr inż. Justyna Woźniak

Nr indeksu 177983

1. CEL PROJEKTU

Celem projektu jest zaprojektowanie kopalni odkrywkowej oraz przedstawienie schematu jej eksploatacji. Do zadań jakie obejmuje projekt należą:

• Usunięcie zalegającej warstwy humusu za pomocą dobranej spycharki.

• Wybranie kopaliny dobraną koparką jednonaczyniową.

1. PODSTAWOWE DANE DO PROJEKTU:

• miąższość humusu g_z = 0.6 [m]

• pochylenie terenu w kierunku N ф = 11^o

• długość podziałki L = 26 [m]

• rodzaj eksploatowana kopaliny - glina ciężka

• głębokość dna wykopu po tronie S H = 8 [m]

• kształt dna wyrobiska

1. PROJEKT SKARP WYROBISKA

   1. Załącznik – str. 14.

   2. Załącznik (rys. odręczny) – str. 19.

2. ZAPROJEKTOWANA DROGA DOJAZDOWA

   1. Załącznik – str. 15.

Szerokość drogi dojazdowej do dna wyrobiska przyjęto równą 8 m, nachyloną pod kątem 5^o.
Otrzymano następujące długości krawędzi drogi:

• południowa - 91.8 m,

• północna - 109.6 m.

5. PROJEKTOWANIE ZWAŁÓW

5. 1. ZWAŁY POZIOME

- są to zwały dla pól spychanych: A i B.

Wymiary geometryczne zwałów poziomych.

gdzie: α – kąt nachylenia (10^o)
ρ – kąt stoku naturalnego (piasek średnioziarnisty w stanie wilgotnym 35^o)
β – kąt dopełniający (135^o)
g – miąższość humusu (0.6m)
l_o – długość pola transportowanego humusu na zawał [m]
k_r – współczynnik rozluźnienia (piasek w stanie wilgotnym – 1.14)

Wymiar a:
$a = \sqrt{\frac{2 \bullet g \bullet l_{o} \bullet k_{r} \bullet sin\beta}{sin\rho \bullet cos\alpha \bullet tg\alpha}}\lbrack m\rbrack$

Wymiar b:
$b = \frac{a \bullet sin\rho}{\text{sinβ}}\lbrack m\rbrack$

Wymiar c:
$c = \frac{b \bullet sin\alpha}{\text{sinρ}}\lbrack m\rbrack$

Dla pola A otrzymano:
- l_o = 31.23[m]
a = 17.42 [m]
b = 14.13 [m]
c = 4.28 [m]
- l_o = 15.62 [m]
a = 12.32 [m]
b = 9.99 [m]
c = 3.02 [m]

Dla pola B otrzymano:
- l_o = 77.6478 [m]
a = 27.46 [m]
b = 22.27 [m]
c = 6.74 [m]
- l_o = 58.24 [m]
a = 23.78 [m]
b = 19.29 [m]
c = 5.84 [m]
- l_o = 38.82 [m]
a = 19.42 [m]
b = 15.75 [m]
c = 4.77 [m]
- l_o = 19.41 [m]
a = 13.73 [m]
b = 11.14 [m]
c = 3.37 [m]

1. ZWAŁY NACHYLONE

- są to zwały dla pola spychanego: C.

Wymiary geometryczne zwałów nachylonych.

gdzie: α – kąt nachylenia (10^o)
ρ – kąt stoku naturalnego (piasek średnioziarnisty w stanie wilgotnym 35^o)
β – kąt dopełniający (146^o)
δ – kąt uzupełniający (24^o)
g – miąższość humusu (0.6m)
l_o – długość pola transportowanego humusu na zawał [m]
k_r – współczynnik rozluźnienia (piasek w stanie wilgotnym – 1.14)

Wymiar a:
$a = \sqrt{\frac{2 \bullet g \bullet l_{o} \bullet k_{r} \bullet sin\beta}{\sin\delta \bullet cos\alpha \bullet tg\alpha}}\lbrack m\rbrack$

Wymiar b:
$b = \frac{a \bullet sin\delta}{\text{sinβ}}\lbrack m\rbrack$

Wymiar c:
$c = \frac{b \bullet sin\alpha}{\sin\delta}\lbrack m\rbrack$

Dla pola C otrzymano:
- l_o = 53.89 [m]
a = 24.16 [m]
b = 17.57 [m]
c = 7.50 [m]
- l_o = 35.33 [m]
a = 19.56 [m]
b = 14.23 [m]
c = 6.07 [m]

1. Załącznik – str. 16.

1. DOBÓR SPYCHARKI

Wybrano: SPYCHARKA GĄSIENICOWA TD-20M EXTRA firmy HSW Stalowa Wola o następujących parametrach:

• moc silnika: 179 kW (240 KM)

• masa eksploatacyjna (masa spycharki): 24200 [kg]

• typ lemiesza: półwklęsła

• wersja podwozia: STD

• pojemność lemiesza, SAE J1265: 7.04 [m³]

• wymiary lemiesza:

  • szerokość z ostrzami: B = 3.5 [m]

  • wysokość: H = 1.6 [m]

• maksymalna wysokość podnoszenia lemiesza: 1150 [mm]

• maksymalne opuszczenie lemiesza poniżej poziomu gruntu: 505 [mm]

• prędkość jazdy spycharki:

  • do przodu (podczas pchania gruntu): 2.9 [km/h]

  • do tyłu (podczas powracania): 6.2 [km/h]

3. WYDAJNOŚĆ EKSPOLATACYJNA SPYCHARKI

$$Q_{e} = \frac{60 \bullet J \bullet k_{n} \bullet k_{i} \bullet k_{\text{ps}} \bullet k_{c}}{T_{c}}\ \lbrack\frac{m^{3}}{h}\rbrack$$

gdzie: J – pojemność lemiesza
k_n – współczynnik napełnienia lemiesza urobkiem
k_i – współczynnik pochylenia terenu
k_ps – współczynnik strat na każdy jeden metr
k_c – współczynnik efektywnego wykorzystania czasu pracy
T_c – czas cyklu spycharki

Czas realizacji i-tego pola: $T_{i} = \frac{V_{i} \bullet k_{r}}{Q_{i}^{n}}\ \lbrack h\rbrack$

gdzie: V_i – objętość i-tego pola
k_r – współczynnik rozluźnienia
Q_i – wydajność eksploatacyjna spycharki na i-tym polu

Łączny czas realizacji całego pola: $T_{n} = \sum_{i = 1}^{n}T_{i}\ \lbrack h\rbrack$

7.1. WYZNACZENIE POJEMNOŚCI LEMIESZA

$$J = \frac{B \bullet H^{2}}{2 \bullet k_{1}}\lbrack m^{3}\rbrack$$

gdzie: H – długość lemiesza [m]
B – szerokość lemiesza [m]
k₁ – współczynnik zależny od stosunku H/B

k₁ ≈ 0.9

$$J = \frac{3.5 \bullet {1.6}^{2}}{2 \bullet 0.9} = 4.98\lbrack m^{3}\rbrack$$

Wartość pojemności lemiesza obliczona jest mniejsza niż wartość pojemności lemiesza podana przez producenta, wynika to zapewne z tego, iż lemiesz jest typu półwklęsłego. W dalszych obliczeniach wartość pojemności lemiesza przyjmowano taką, jaką podaje producent (7.04 [m³]).

7.2. SCHEMAT SPYCHANIA HUMUSU

Liczbę skoków niezbędnych do spychania humusu z danego pola obliczono ze wzoru:

$$n = \frac{l_{o} + S_{b}}{\left( 20 \div 30 \right)}\left\lbrack - \right\rbrack$$

gdzie: l_o – długość spychanego pola [m]
S_b – strefa bezpieczeństwa [m].

Do obliczeń przyjęto wielkości największe l_o i S_b dla danego pola, gdyż nie są to wartości stałe (teren nachylony). Współczynnik w mianowniku dla piasków wynosi 20.

$$n = \frac{38,05}{20} = 1.90 = 2$$

$$n = \frac{86,28}{20} = 4.31 = 5$$

$$n = \frac{56,66}{20} = 2.83 = 3$$

7.3. WYDAJNOŚĆ SPYCHARKI

Czynniki decydujące o wydajności spycharki:
- stosowana technologia pracy
- wymiary lemiesza
- prędkość jazdy
- właściwości fizykochemiczne gruntu
- pochylenie terenu.

Przy odspajaniu gruntu i przesuwanie urobku czynnikiem decydującym o wydajności spycharki jest jej cykl pracy (czynności stałe i zmienne).

7.4. OBLICZENIA ZWIĄZANE Z ZEPCHNIĘCIEM WARSTWY HUMUSU

Przemieszczenie urobku odbywa się zgodnie z kierunkiem jazdy spycharki a nagarnięty na urobek dość dobrze utrzymuję się na lemieszu z wyjątkiem gruntów sypkich i drobnoziarnistych suchych.

Część urobku przesypuje się przez krawędzie boczne obniżając wydajność przesuwania proporcjonalnie do drogi jazdy – powodując straty (w zależności od zwięzłości gruntu).

k_ps = 1 − (a•l•0.5)

gdzie: k_ps – współczynnik strat na każdy jeden metr
l – odległość przemieszczenia gruntu [m]
a ∈ (0,01÷0,05) (0,01 – glina ciężka; 0,05 – piasek)
wartość a odczytano dla piasku

Czas cyklu spycharki

T_c = T_st + T_zm [min]

gdzie: T_st – czas czynności stałych (zmiana biegów, podnoszenie i opuszczanie lemiesza), ok. 0,33 min
T_zm – czas czynności zmiennych (odspajanie gruntu, przemieszczanie urobku, jazda powrotna) zależy od odległości transportu

$$T_{\text{zm}} = 0.06 \bullet \left( \frac{l}{V_{1}} + \frac{l}{V_{2}} \right)\ \left\lbrack \min \right\rbrack$$

gdzie: V₁ – prędkość jazdy spycharki podczas przemieszczania gruntu [km/h]
V₂ – prędkość jazdy powrotnej [km/h]
l – długość odcinka drogi w jednym kierunku [m]

W praktyce czas pracy nie bywa w pełni wykorzystany, przyjmuje się, że efektywny czas pracy właściwej w ciągu godziny to ok. 45-50 min.

Współczynnik efektywnego wykorzystania czasu pracy k_c

$$k_{c} = \frac{T_{n}}{60} \cong 0.75$$

Praca spycharki w zależności od nachylenia terenu.

k_i – stosunek wydajności spycharki przy pracy na spadku lub wzniosu terenu do pracy na poziomie

k_i = 1 – praca spycharki w poziomie

k_i = 1, 65 – praca spycharki w terenu o kącie upadu ф = 11^o

k_i = 0, 6 – praca spycharki w terenie o kącie wzniosu ф = 10^o (zwały)

Współczynnik napełnienia lemiesza – w korzystnych warunkach k_n = 1,20 – wielkość ta zwykle przyjmuje wartość >1, gdy użyteczna pojemność lemiesza jest tylko częściowo wykorzystana.

k_n = 0.9

Współczynnik rozluźnienia k_r – różnica ciężaru objętościowego w caliźnie i w stanie rozluźnionym. Wartość współczynnika rozluźnienia odczytano dla piasku wilgotnego (k_r = 1.14).

Tab. 1. Realizacja pola A.

Realizowane pole	n	Q	Tc	l	V	kps	kc	ki	kn	kr	Ti
	[−]	$$\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$	[min]	[m]	[m^3]	[−]	[−]	[−]	[−]	[−]	[h]
A1	1	216.40	0.80	15.62	443.80	0.61	0.75	1	0.9	1.14	2.34
	2	216.40	0.80	15.62		0.61		1			2.34
	zwał	212.64	0.62	9.42		0.76		0,6			2.38
Czas sumaryczny pola A1 = 7.06 [h]
A2	1	216.40	0.80	15.62	147.93	0.61	0.75	1	0.9	1.14	2.34
	zwał	212.64	0.62	9.42		0.76		0,6			2.38
Czas sumaryczny pola A2 = 4.72 [h]

Łączny czas realizacji pola A = 11.78 [h]

Tab. 2. Realizacja pola B.

Realizowane pole	n	Q	Tc	l	V	kps	kc	ki	kn	kr	Ti
	[−]	$$\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$	[min]	[m]	[m^3]	[−]	[−]	[−]	[−]	[−]	[h]
B1	1	218.11	0.80	15.5	454.39	0.61	0.75	1	0.9	1.14	2.38
	2	218.11	0.80	15.5		0.61		1			2.38
	3	218.11	0.80	15.5		0.61		1			2.38
	4	218.11	0.80	15.5		0.61		1			2.38
	5	218.11	0.80	15.5		0.61		1			2.38
	zwał	138.27	0.78	14.8		0.63		0.6			3.75
Czas sumaryczny pola B1 = 15.65 [h]
B2	1	234.11	0.77	14.6	324.56	0.64	0.75	1	0.9	1.14	1.58
	2	234.11	0.77	14.6		0.64		1			1.58
	3	234.11	0.77	14.6		0.64		1			1.58
	4	234.11	0.77	14.6		0.64		1			1.58
	zwał	138.27	0.78	14.8		0.63		0.6			2.68
Czas sumaryczny pola B2 = 9.00 [h]
B3	1	267.64	0.72	12.9	194.74	0.68	0.75	1	0.9	1.14	0.83
	2	267.64	0.72	12.9		0.68		1			0.83
	3	267.64	0.72	12.9		0.68		1			0.83
	zwał	138.27	0.78	14.8		0.63		0.6			1.60
Czas sumaryczny pola B3 = 4.09 [h]
B4	1	345.81	0.62	9.7	64.91	0.76	0.75	1	0.9	1.14	0.21
	2	345.81	0.62	9.7		0.76		1			0.21
	zwał	138.27	0.78	14.8		0.63		0.6			0.54
Czas sumaryczny pola B4 = 0.96 [h]

Łączny czas realizacji pola B = 29.67 [h]

Tab. 3. Realizacja pola C.

Realizowane pole	n	Q	Tc	l	V	kps	kc	ki	kn	kr	Ti
	[−]	$$\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$	[min]	[m]	[m^3]	[−]	[−]	[−]	[−]	[−]	[h]
C1	1	292.58	0.88	18.11	841.62	0.55	0.75	1.65	0.9	1.14	3.28
	2	303.30	0.87	17.66		0.56		1.65			3.16
	3	489.58	0.68	11.60		0.71		1.65			1.96
	zwał	293.89	0.68	11.72		0.71		1			3.26
Czas sumaryczny pola C1 = 11.66 [h]
C2	1	303.30	0.87	17.66	1066.10	0.56	0.75	1.65	0.9	1.14	4.01
	2	489.58	0.68	11.60		0.71		1.65			2.48
	zwał	293.89	0.68	11.72		0.71		1			4.14
Czas sumaryczny pola C2 = 10.63 [h]
C3	1	489.58	0.68	11.60	978.66	0.71	0.75	1.65	0.9	1.14	2.28
	zwał	293.89	0.68	11.72		0.71		1			2.80
Czas sumaryczny pola C3 = 5.08 [h]

Łączny czas realizacji pola C = 27.37 [h]

Czas potrzebny do zepchnięcia całego humusu: 68.82 [h] = 9 dni roboczych(8h).

Uwzględniając 5 dniowy tydzień pracy czas wynosi: 2 tygodnie.

1. DOBÓR KOPARKI

Wybrano: KOPARKA GĄSIENICOWA Caterpillar 325,
przedsiębierna o pojemności łyżki 2.5 [m³].

1. WYSKOŚĆ OPTYMALNA I WYSOKOŚĆ RZECZYWISTA PIĘTRA

Dla koparki z wykresu odczytano h_opt = 4.2 [m]. I przeliczając otrzymano przedział:

h_rz = (1,25÷1,35)h_opt [m]

h_rz = h_op • 1, 25 ÷ h_op • 1, 35

h_rz = 5.25 ÷ 5.67

Na podstawie powyższego przedziału dokonano podziału kopalni na piętra.
Określono wysokość piętra eksploatacyjnego na 5.3 [m].

h_opt - optymalna wysokość urabiania [m]

1. EKSPLOATACJA KOPALINY I TECHNOLOGIA PRACY KOPARKI

10.1. WYDAJNOŚĆ KOPARKI PRZEDSIĘBIRNEJ wg John Laing Constructio Ltd

$$Q_{e} = \frac{60 \bullet q \bullet k_{n} \bullet k_{oh} \bullet k_{m} \bullet k_{c} \bullet k_{w}}{T_{c} \bullet k_{r}}\left\lbrack \frac{m^{3}}{h} \right\rbrack$$

gdzie: q - pojemność czerpaka [m³], (q = 2.5 m³)

k_n - współczynnik napełnienia naczynia

(w obliczeniach przyjęto k_n = 0.9 - wartość odczytana z tabeli)

k_oh - współczynnik poprawkowy na wysokość urabiania i kąt obrotu

(w obliczeniach przyjęto k_oh = 0.9 - wartość odczytana z wykresu)

k_m- współczynnik urabialności i łatwości spływania materiału, (ponieważ eksploatowaną kopaliną jest glina ciężka, łatwość spływania po nachylonych powierzchniach ma katategorię C, stąd do obliczeń przyjęto wartość współczynnika k_m = 0.95)

k_c - współczynnik wykorzystania czasu pracy

(w obliczeniach przyjęto k_r = 0.8)

k_w- współczynnik pracy z transportem

(w obliczeniach przyjęto k_w = 0.7 - wartość odczytana z tabeli)

T_c - czas cyklu koparki [min]

(w obliczeniach przyjęto T_c = 0.625 - wartość odczytano z wykresu)

k_r - współczynnik rozluźnienia gruntu

(w obliczeniach przyjęto k_r = 1.3 - wartość odczytano z tabeli)

Tab. 4. Wydajność koparki przedsiębiernej

koh	q [m^3]	kn	km	kc	kw	kr	Tc [min]	Qe [m^3/h]
0.9	2.5	0.9	0.95	0.8	0.7	1.3	0.625	79.55

10.2. Zaprojektowany podział wyrobiska na piętra.

Załączniki – str. 17, 18.

10.3. CZAS REALICACJI OKREŚLONEGO PIĘTRA

$$T_{\text{rel}}\mathbf{=}\frac{V_{i} \bullet k_{r}}{Q_{e}}\ \lbrack h\rbrack$$

gdzie: V_i - objętość danego piętra [m³]

Q_e - wydajność koparki [m³/h]

k_r - współczynnik rozluźnienia gruntu (k_r = 1.3)

Tab. 5. Czas realizacji prac eksploatacyjnych

nr pietra	Wysokość pietra [m]	Objętość pietra [m^3]	Czas realizacji [h]
1	4.25	269.7	4.4
2	5.3	9145.0	149.4
3	5.3	20825.5	340.3
4	5.3	25657.8	419.3
5	5.3	21815.2	356.5

Czas potrzebny do eksploatacji całej kopaliny: 1270 [h] = 159 dni roboczych(8h).

Uwzględniając 5 dniowy tydzień pracy czas wynosi: 32 tygodnie.

Na podstawie rysunku wyznaczono szerokość półki:

- po stronie południowej b_p1 = 2.3 [m]

- po stronie północnej b_p2 = 3.2 [m].

1. DOBÓR WOZIDŁA TECHNOLOGICZNEGO

Wybrano: sztywnoramowe wozidło technologiczne TR 35 o następujących parametrach :

- moc silnika: 298 [kW] (400 kM)

- waga pojazdu: 23.725 [t]

- maksymalna prędkość: 59 [km/h]

- pojemność skrzyni załadowczej: 19.4 [m³]

- ładowność: 35 [t].