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露天矿作业规程

 

神华集团海勃湾矿业有限责

任公司露天煤矿三采区

 

作业规程

 

单位:

神华海勃湾矿业有限责任公司露天煤矿三采区

矿长:

崔强

编制:

李权宏

日期:

2010年2月

第一章位置与交通…………………………………………………。

1

第一节本矿生产简介………………………………………….3

第二节地文、水文和气象………………………………….…3

第三节火区情况…………………………………………。

……4

第四节火区燃烧状况………………………………………….4

第五节灭火方法……………………………………………….6

第二章开采工艺及开采程序……………………………………….7

第一节开采工艺………………………………………….。

…7

第二节剥挖程序…………………………………………….…8

第三章施工组织与进度安排…………………………………….。

.。

9

第一节施工工期…………………………………………。

.。

…9

第二节劳动组织…………………………………………。

…9

第三节施工顺序…………………………………………。

.…10

第四节施工进度安排……………………………………...…11

第四章穿爆工程………………………………………………。

.…11

第五章采装工作及运输………………………………………。

..…14

第六章排土工作……………………………………………….。

…15

第七章供电……………………………………………….。

.…17

第八章施工安全………………………………………………。

.…17

第一节总则………………………………………………。

.…17

第二节专业安全规程……………………………………...。

19

第三节灭火与煤矿生产安全……………………………...。

35

 

第一章矿田概况及煤田地质

第一节矿田概况

一、位置与交通

(一)位置

乌海市新达煤化有限责任公司三号露天煤矿位于内蒙古自治区乌海市海南45km,行政区划属乌海市海南区公乌素管辖,属国有企业。

地理坐标:

东经:

106°54′3。

4″---106°54′26。

29″

北纬:

39°17′48。

30″-——39°18′20.88″

(二)交通

矿区北距海勃湾——-拉僧庙铁路公乌素镇火车站4公里、109国道3公里。

均有简易公路相通,交通运输较为便利。

矿区交通位置详见图1-1—1

二、煤矿生产情况

本矿属海矿公司公乌素三井北采区边角煤,该矿建设于1988年,后划给公乌素多经公司,2002年技术改造,设计生产规模年产6万吨,采用斜井,开拓方式为走向短壁后退式开采,开采9、12、16煤层,动用资源储量202。

4万吨,采出原煤87万吨,回采率43%。

井下出水部位为煤层,每小时涌水量一般约4.17m3。

煤矿生产用电直接由公乌素露天矿接入,生产用水利用井下蓄水池沉淀澄清水。

生活用水由公乌素镇拉入。

本矿未发生过任何安全事

-1—

故。

本矿东侧是公乌素三号井北采区、南侧是三号井南采区均以断层为界与核实区隔开;西侧是露天矿采坑已停采.各煤矿矿界范围划分清楚,所以和周边邻矿不会在开采中相互影响,也不存在边界纠纷。

本矿原为井工开采,为了回收矿田内的边角煤,提高煤炭资源回收率,故将开采方式改为露天开采.

第二节地文、水文和气象

一、地形地貌

矿区整体地势为南高北低。

最高点位于西南边界的088号探槽附近,海拔标高1226。

57m,最低点位于北西部,海拔标高1211。

65m,最大海拔标高差14.92m。

该区大面积被第四系风积沙土覆盖,沟谷不太发育。

具高原半荒漠、荒漠地貌特征,植被稀少.

二、气象

本区属半沙漠干旱高原大陆性气候,冬季寒冷,夏季炎热,春秋干燥,日温差大。

最高气温36.2℃,最低气温-30。

4℃,年平均降水量247。

7mm,且多集中在7、8、9三个月内,年蒸发量3132。

1mm——3919.3mm,平均3486。

1mm。

常年以西北风为主,平均

风速3.2m/s,最大风速24m/s,最大冻土深度1.24m。

-2—

三、地震及地质灾害

据《中国地震动参数区划图》(GB-18306—2001),本区地震动峰值加速度(g)为0。

20,对照烈度8度,属于强震区预测范围。

1976年9月23日在北纬39°59′30″东经106°27′00″的巴音木仁发生过一次6。

2级地震,震源深35Km,乌海市一带有强烈震感。

第三节露天矿构造

本矿田位于公乌素背斜与A1背斜之间的S1向斜核部偏西翼,主要构造为一向斜构造,属S1向斜的西翼,地层走向大致为N20°W,倾向EN,倾角8°~15°.本区构造运动较为强烈,影响矿区的主要构造为公乌素背斜、A1背斜、及S1向斜、F10逆断层、F8正断层、F23正断层,现分述如下:

(一)公乌素背斜

位于核实区西侧外围,轴向为NNE,自南向北倾没,全长3Km,西翼倾角10°~15°,东翼倾角15°~18°。

(二)A1背斜

位于核实区东侧外围,轴向近SN向,自北向南倾没,并受F10断层破坏,未延伸至矿区深部,矿区内长1Km,西翼倾角36°~41°,东翼倾角20°

(三)S1向斜

-3-

位于公乌素背斜与A1背斜之间,轴向为NNW,全长2Km,仅影响到煤层浅部,为核实区内主要构造。

(四)F10逆断层

位于A1背斜核部,走向近南北,倾向东,系高角度逆断层,倾角75°;落差中段40m,两端变小,向北消失于A1背斜轴,向南于330孔以南500m消失。

地表出露较好,全长3Km。

由于其位于本核实区界外,故其对核实区内煤层破坏程度轻微。

(五)F8正断层

该断层位于核实区西界,走向NE,倾向SE,倾角60°,落差15~20m.全长1.1Km,由于其大部分位于本核实区界外,故其对核实区内煤层破坏程度不大。

(六)F23正断层

该断层位于核实区北界,走向NEE,倾向NNW,倾角70°,落差15~20m,长约800m,由于其落差小,延伸距离短,故其对核实区内煤层破坏轻微。

综上所述,矿田内及周边褶曲、断层较为发育,区内未见岩浆岩侵入,确定区内构造程度为中等。

三、含煤地层及含煤性

(一)含煤地层

本区含煤地层为石炭系上统太原级(C2t)及二叠系下统山西组

(P1s),现分述如下:

—4-

1、太原组(C2t)

为本矿田主要含煤地层之一,含8层煤,依据其岩性组合及沉积旋回特征,将太原组划分为两个岩段,叙述如下:

(1)第一岩段(C2t1)

本岩段从太原组底界至14号煤层顶板泥灰岩底界,厚度一般26m,岩性以深灰色、灰白色砂质泥岩为主,夹细砂岩及粘土质泥岩.含14、15、16、17、18、19号煤层,称为丙煤组。

其中18、19号煤层极不稳定且不可采,14、15、17号煤层为局部可采煤层,尤以14号煤层不稳定,局部与15号煤层合并。

16号煤层厚度大,较稳定,全区可采,结构复杂。

15号煤层零星分布,为不可采煤层,16、17煤层全区可采。

(2)第二岩段(C2t2)

本岩段从14号煤层顶板泥灰岩底界至太原组顶界,厚度一般58米,岩性主要以灰色细砂岩、砂质泥岩、泥岩为主,夹薄层泥灰岩,含12、13号煤层。

12号煤层厚度不大但发育普遍且可采,13号极不稳定且不可采.

2、山西组(P1s)

为矿田内主要含煤地层之一,含1、2、3、5、6、7、9号煤层,主要可采煤层为9号煤层,7号煤层为局部可采煤层。

根据岩性组合特征及煤层发育情况将山西组划分为四个岩段。

(1)第一岩段(P1s1)

—5-

本岩段从山西组底界至7号煤层顶板砂岩为界,厚度约32m左右,岩性以深灰色砂质泥岩及灰白色砂岩为主,夹粘土质泥岩.含7、9号煤层,其中7号煤层为局部可采煤层,9号煤层全区可采.本矿田内7号煤层零星分布,为不可采煤层,9号煤层为局部可采煤层.

(2)第二岩段(P1s2)

本岩段从7号煤层顶板砂岩底界至5号煤层上部粗粒砂岩底界,一般厚度48m,岩性为灰白色砂岩夹深灰色砂质泥岩及粘土质泥岩,局部为黄绿色。

含5、6号煤层。

其中5号煤层为局部可采煤层,但在核实区内已变薄尖灭。

6号煤层呈煤线极不稳定,不可采。

(3)第三岩段(P1s3)

本岩段从5号煤层上部粗粒砂岩底界至2号煤层顶板砂岩底界,一般厚度11m,岩性为灰、黄绿色砂质泥岩夹灰色粘土质泥岩,局部为细砂岩。

含2、3号煤层,区内均为不可采。

(4)第四岩段(P1s4)

本岩段从2号煤层顶板砂岩底界至山西组顶界,一般厚度49m,岩性为灰色砂岩为主,局部变为泥岩。

本岩段偶夹煤线一层,为1号煤层层位,无经济价值,不可采。

(二)含煤性

本矿含煤地层为石炭系太原组及二叠系山西组,含煤1~7层,

—6-

含可采煤层6层,可采煤层总厚10.75~20。

13m,平均12.60m,可采煤层含煤系数4.88%。

四、煤层

本露天区内可采煤层为:

9、12、16、17号煤层共四层,其中主要可采煤层三层,即12、16、17号煤层;次要可采煤层一层,即9号煤层.现就各煤层赋存情况自上而下分述如下:

1、9号煤层

位于二叠系下统山西组第一岩段(P1s1)中下部,煤层全区发育,煤层厚度2.09~6.70m,平均1.22m。

煤层结构较复杂,夹矸0~7层,厚度变化较大,核实区内煤层厚度2。

20~5.60m,平均3.57m,厚度变异系数33。

6%,含0~7层夹矸,局部可采,为不稳定煤层;可采煤层厚度1。

73~5.31m,平均2.73m。

距下部12煤层31。

2~32。

96m,平均间距32。

15m。

2、12煤层

位于石炭系上统太原组第二岩段(C2t2),全区发育,结构简单,偶含夹矸1层,煤层厚度1m左右,全区分布,厚度较稳定。

核实区内煤层厚度0。

87-1。

31m,平均1。

01m,厚度变异系数14。

9%,煤层结构简单,大部可采,为较稳定型煤层,距下部16煤层34.94-37。

85m,平均间距36。

38m。

3、16煤层

位于石炭系上统太原组第一岩段(C2t1),发育情况一般较好,

-7—

煤层厚度平均8.50m,煤层结构复杂,含5-13层夹矸,核实区内煤层厚度7。

61—12.72m,平均8。

91m,厚度变异系数17.7%,属较稳定型煤层.煤层结构复杂,含矸1—9层,全区可采,可采煤层厚度5.69-9。

12m,平均7。

64m;距下部17号煤层2.56-5。

48m,平均间距3.85m。

16号煤层为本次露天开采的主采煤层。

4、17号煤层

位于石炭系上统太原组第一岩段(C2t1)下部,属最下部的可采煤层,煤层厚度一般1。

15m,厚度变化不大,结构较简单,有夹矸1层。

核实区内煤层厚度0.79—2。

43m,平均1.21m,厚度变异系数36.4%,为较稳定型煤层,煤层结构简单,含一层夹矸,全区可采,煤层可采厚度0。

79—2。

38m,平均1。

19m。

第四节水文地质及工程地质特征

矿区地处干旱、半干旱荒漠地带,年降水量小,蒸发量大,无地表迳流及水体。

本区南边界发育F8、F23号正断层,其它断层均在核实区外,对本区影响不大。

区内没有专门针对断层的水文工作。

据原报告资料反映,钻孔见到的断层带导水性并不强,其富水性及裂隙发育程度应属较好。

但间歇性沟谷在洪水期间对断层的补给量较大,

补给时间又很集中,因此会对露天矿造成一定的影响。

—8-

第五节煤质特征

煤的物理性质及煤岩特征

1、物理性质

区内煤呈黑色、条痕褐黑色,弱玻璃―玻璃光泽,局部见弱沥青光泽,硬度中等。

线理状,条带状结构,块状、层状构造,参差状及阶梯状断口。

裂隙发育,裂隙中充填少量泥质物。

2、煤岩特征

区内煤岩类型为半亮-半暗型,煤岩组份以镜质组凝胶化基质为主,含量在33。

9-84。

8%,以丝炭、半凝胶化基质、角质等为辅.煤中杂质主要为同生期的泥质物、黄铁矿等,含量较少。

3、煤层容重

区内各可煤层容重见表,可采煤层容重值一览表.

可采煤层容重一览表

煤层编号

9

12

16

17

容重值

1。

50

1。

35

1.45

1。

40

二、煤的化学性质和工艺性能

1、化学性质

根据公乌素矿区钻孔煤芯煤样化验资料分析整理,区内各主要可采煤层的化学性质为:

-9-

9号煤层为中灰分,低硫分煤;

12号煤层为中灰分,中硫分煤;

16号煤层为中灰分,高硫分煤;

17号煤层为中灰分,中高硫分煤;

各可采煤层经洗选后,煤中有害成分都有大幅度降低。

2、工艺性能

(1)发热量

据原报告资料,核实区内各主要可采煤层发热量如下:

9号煤层原煤低位发热量为23.82-26.26MJ/kg,属中等发热量煤;

12号煤层原煤低位发热量为23。

15—26。

58MJ/kg,属中高发热量煤;

16号煤层原煤低位发热量为29.71-28.38MJ/kg,属中等发热量煤;

17号煤层原煤低位发热量为24.00-26.87MJ/kg,属中等发热量煤;

(2)煤类

据钻孔煤芯煤样化验测试成果依据中国煤炭分类国家标准GB5751,确定9号煤层为1/3焦煤(1/3JM35),12号煤层为肥煤(FM36),16号煤层为焦煤(JM26),17号煤层为肥煤(FM36),区内可采煤层均为炼焦及配焦用煤。

-10-

本区煤层煤类以焦煤、肥煤为主.属中高挥发分强粘结性煤。

第二章开采工艺及开采程序

第一节开采工艺

根据本露天矿初期生产规模,初期投资及拉沟地段开采条件看,尤其从规模滚动发展有较强的适应性看,本矿选用单斗—汽车工艺作为该矿的开采工艺.

该工艺虽具有燃油及轮胎消耗量大,经济运距短,吨公里运输成本高,维修保养技术较复杂等缺点,但该工艺具有机动灵活,适应性强,所需拉沟及工作线短,基建工程量小、投资少、见效快,建设周期短等优点,同时该工艺便于分期,分区开采及开采程序优化,易于与其它工艺形成联合开采工艺。

第二节开采程序

露天矿是一个空间形状复杂的几何体,它由三个复杂的空间面:

地表面、矿场底面、矿场四周的边邦所包络。

整个露天矿场内庞大的剥离和采矿工程量是按一定的生产工艺,一定的程序开采出来的,完成露天矿场内岩石剥离和采出矿石的程序称露天开采程序,即开采工程发展程序.

-11—

一、拉沟位置和首采区确定

1、在选定的开采工艺条件下,按照露天矿设备规格和作业尺寸,根据煤层赋存条件,选择首采区在覆盖层较薄,剥采比较小的露天矿北部,南北向拉沟,向东推进.

二、开采程序

(一)采区划分及开采顺序

确定采区划分及开采顺序的技术原则:

1、首采区选择在平均生产剥产比最小处,采场距露天矿行政区及排土场均较近。

2、各采区平均剥采比要小。

3、各采区间能合理过渡,保证露天矿连续生产。

4、便于露天矿规模滚动发展的要求.

5、采区内、外排土场的合理衔接.

6、满足采、运、排设备正常作业条件,保证开采强度。

考虑上述技术原则,本矿将矿田划分为三个采区,将北采区划分为两个采区,即南侧为一采区,北侧为二采区,南采区划为三采区,首采区即为一采区。

台阶高度划分:

煤层:

标准台阶高度为10m,16号煤层厚度为9m左右,煤层

—12—

厚度即为煤层台阶高度。

松散层与岩层:

由于本矿岩石较软,不需爆破,松散层与岩石台阶可混合布置。

标准台阶高度10m,超过12m段高时,单独分出一个台阶,小于2m段高时,与下一台阶合并。

1、采煤台阶:

(1)采煤台阶高度即16#煤层厚度。

(2)台阶坡面角70°

(3)采掘带宽度12米

(4)最小工作平盘宽度24米

2、剥离台阶

(1)台阶高度:

土为3—6米,岩石8-12米

(2)台阶坡面角土为35°,岩石为70°

(3)采掘带宽度12米

(4)最小工作平般宽度24米

3、保安平台宽度4米

4、运输平台13米

二、最小工作平盘宽度,根据实际工作,穿爆运输条件,选

择矿场底面不小于最小工作平盘宽度,确定为24米。

三、矿山工程发展程序

-13—

1、工作邦的推进程序

开采程序是完成矿场内岩石剥离矿石采出的先后次序,一般为出入沟———开段沟—--扩邦,这是台阶开采的一般程序.

2、工作邦推进方向

根据采区划分及开采顺序,首采区工作线南北布置,向东推进,II采区工作线,南北布置向东推进。

3、延伸程序

本矿采用汽车运输,全断面掘沟开采程序

第一步掘出入沟

第二步掘开断沟

第三步扩邦

第四步掘下一个开段沟并扩邦

如此循环,直到开采终了。

如图

a汽车运输出入沟宽度

汽车运输出入沟宽度为B=2(a+c+D)+T

T---路面宽度双线9米

a--—路肩宽度一般取1米

c—--水沟上部宽度一般取0。

5米

D—--水沟坡顶线至暂沟坡底线的距离,一般取0。

5米

则:

B13米

—14—

出入沟坡度为i=12°

坡长为L入=h/i

h-——延伸一个新水平深度

i-——出入沟的平均坡度

L入=8/12%=67米

b、汽车运输开段沟宽度距《内设》为24米,汽车运输掘沟折返式掉头,挖掘机采用尽头式掘沟.

四、采区长度根据实际情况,选择该采区长度为350米。

第三章工作制度及生产能力

第一节工作制度

根据《设计委托书》的要求及目前市场需求该露天矿生产能力为45万t/a。

根据《煤炭工业技术政策》有关条文的规定,露天矿工作制度为每年330d,

每天3班,每班工作8小时。

第二节年产量确定和开采年限

一、生产能力确定

—15-

根据《露天矿初设委托书》设计确定的露天矿规模0.45Mt/a。

另外本露天矿从工艺上、储量上、资金筹措上,企业性质上,煤的用户上,周边煤炭经济环境上综合考虑,露天矿按0。

45Mt/a规模,在现阶段和现有条件下是非常现实和可行的。

二、开采年限

根据露天矿资源储量,在划定的年产45万t/a规模境界内可采毛煤量为352。

18×1.0909=384。

2万T,按年产量45万T的规模考虑,储量备用系数按1.1计。

服务年限=384.2÷(45×1.1)=7.76年

考虑还可采出井工残煤969.68万T,折合毛煤1057。

82万T,按年产45万T的规模,储量备用系数取1.1计,还可以延长服务年限21.37年。

露天矿可以实现的服务年限总共为25.37年

三、0.3Mt/a规模时,日、班平均产量见表

毛煤产量表

单位:

104t

产量

年产量

日产量

班产量

数值

30

0.091

0。

0303

第四章穿爆工程

一、穿爆方法选择及参数确定

1、穿爆方法选择

-16-

在露天矿爆破中,主要采用深孔爆破(又名梯段爆破法),由于垂直钻孔易操作,钻孔易于掌握,所以选择垂直钻孔。

多排孔一次爆破量大,相对爆破间隔时间长,有利于穿孔,爆破的衔接作业,故选择多排孔作业.

2、钻孔排列参数

(1)底盘抵抗线W

为了提高爆破质量,我们选择多排孔排间微差爆破

W=W0(1。

6-0。

5)m

Δе

而W0=5.3KrD√r米

其中W0=孔间微差时,单一孔抵抗线米

Kr---岩石裂隙系数Kr取1.10-——1。

50

D--—钻孔直径0。

1米

Δ———装药密度190

r———岩石容量2.43

е---炸药相对威力е=еˊ/360

еˊ---爆力乳化炸药为360

单位位换算后

0。

19×1

W0=5.3×1。

5×0.1×=2.22米

0.00243

W=W0(1.6—0。

5)=2.44米见图

 

—17-

(2)孔距

前排孔:

a前=mw=1。

2×2。

44=2。

928≈3米

后排孔:

a后=m后w=1.4×2。

44=3.4米

根据实际考虑a取4米

(3)行距

b=sin60°a前=0。

866×3=2。

6

取b为3

(4)超钻

垂直孔为:

CZ=(0.2-0.3)W

CZ=0.3×2。

44=0。

732m

取CZ为1米

(5)堵塞长度

Lt=ZW

Z取值为0.7—0.8

Lt=0.8×2.44=1。

95取Lt为2米

(6)垂直单孔装药量

Q=qh=4.6×(8+1)=41。

4千克

选装药线密度q为4。

6

3、布孔方式

因为b≤a时,选用三角布孔合理,所以本矿区爆破选用三角

形布孔。

—18-

a

b

二、火工品的选择

1、炸药选择:

炸药的选择要根据岩石的性质和结构,当岩石

的波阻抗与炸药的波阻抗相匹配时,爆破效果处于最佳状态,本露天矿地下水丰富,在这里选用露天岩石乳化。

炸药的处于最佳状态,露天矿地下水丰富,在这里选用露天岩石乳化液。

其性能指标为

项目

指标

爆速(m/s)

≥3。

2×10

锰度(mm)

≥12

殉爆距离(cm)

≥3

有效期(月)

6

2、起爆器材选择

(1)导火索:

选用普通导火索,燃速100—125s/m,爆破时选用二段1.5m长导火索。

①导火素

—19-

选用普通导火素燃速100—125s/m

爆破时选用二段1.5m长导火索。

②火雷管

爆破选用8#火雷管,爆破作业时选用二枚。

③导爆管雷管

爆破作业穿爆选用导爆管雷管进行穿爆每孔放二根。

导爆管长度为20米。

三、起爆方法

本矿采用导火素引爆火雷管,火雷管爆轰,由导爆管穿爆至乳化炸药,引起爆炸。

爆破作业时,选择相临两奇数(偶数)断位导爆管高断位做穿爆,低断位作孔内爆破。

四、穿孔设备

1、本矿穿孔设备已选用KQD—100型潜孔钻机,本机穿孔直径0.1米,根据实际工作量,需3台钻机。

2、露天矿在松动爆破后仍会出现大块根底,大块率根底均为2—5%,根据实际需要2台手持式凿岩机。

五、手持凿岩机钻孔爆破要求

大块根底严禁裸眼爆破,采用炮眼爆破法,炮眼长度为大块或根底的1/3—1/2深度,装药不超过眼深的1/2,装药后进行充填.

六、其它

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露天矿拉沟工程:

无自由面拉沟工程较自由面爆破困难,因此孔距、行距要适当缩小,装药量适当增加.

定为孔距3米,行距3米

第五章采装工作

一、采装设备的选择

本露天矿为小型矿山,初期剥离土方量大,考虑诸多因素,选择DH500LC—7柴油液压,挖掘机作为采装设备,斗容为1.6m3。

二、采装方式

拉沟采用尽头式工作面。

扩邦采用端工作面

如图:

 

根据挖掘机作业特点,采取平装与下挖相结合,一次性成台阶,平装高度4米,下挖高度4米.

三、挖掘机所需台数及分配

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已定挖掘机需配备4台,1台出煤,3台剥离土方.

第六章排土工作

一、排土场位置确定

1、外排:

根据本矿拉沟位置及采区划分实际情况,首期外排场选择矿北部原公乌素矿小露天采坑作为外排土场。

2、内排:

按照该矿煤层赋存条件,当矿坑推进,沟底达到一定宽度时可以逐渐实行内排,并通过加高内排土场总高度实现全部内排。

根据矿山生产能力,采区划分,露天矿从达产年开始即可逐渐实现内排,至达产年末可实现全部内排。

至此,露天矿内外排土场连成一体,露天矿采、剥台阶与各排土台阶同步发展。

二、排土方法及排土设备选择

1、排土方法

该矿采用汽车运输,采取工艺为挖掘机-汽车—铲车排土

2、排土设备选择

(1)汽车:

选择以20吨自卸汽车为主

(2)铲车:

选择50铲车

三、排土场的参数确定:

见图

1、排土台阶高度

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根据《内设》确定排土台阶高度为20米。

2、排土台阶最小平盘宽度,自卸汽车运输,铲车排土采用一

般排土时,其平盘宽度应保持汽车能调头卸载,一般不小于25—30m,按设计这里取66m。

3、排土台阶坡面角

根据本矿区岩、土性质及气候条件,排土台阶坡面角为37度。

四、铲车数量确定

露天矿铲车一般用于排土场,但

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