Введение горный порода экскаватор карьер

• Название: Введение горный порода экскаватор карьер
• Дата: 20.03.2022
• Размер: 5.3 Mb.
• Имя файла: 741022.rtf
• Тип: Документы; #406024
• страница: 1 из 3

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

горный порода экскаватор карьер

Ведущее место при добычи полезных ископаемых занимает прогрессивный открытый способ разработки, на долю которого приходится более 70% общего объёма добываемых полезных ископаемых. Такому широкому его развитию в значительной степени способствовало и способствует внедрение в практику результатов научных исследований по созданию новых и совершенствованию существующих технологий, технике и организации открытых горных работ.

Основными техническими направлениями дальнейшего совершенствования технологии открытых горных работ являются повышение эффективности технологических схем путём комплексной механизации горных работ и оптимизации параметров используемого оборудования, разработка и внедрение новых технологических Схем с включением техники циклического и непрерывного действия, рациональная комплектация оборудования, всемерное расширение области применения прогрессивных технологических решений с использованием специально создаваемого карьерного оборудования и комбинированного транспорта, а также применение совершенных форм организации и управления массовыми горными работами.

Целью данного курсового проекта является расчет параметров и показателей производственных процессов на карьерах. Выбор наиболее подходящего оборудования для каждого производственного процесса. В специальной части курсового проекта производим обоснование выбора экскаватора.


Горно-геологическая характеристика горных пород и выбор основного оборудования
Общий показатель трудности разрушения горных пород:



где - коэффициент трещиноватости;

- предел прочности на одноосное сжатие, кгс/см²;

- предел прочности на растяжение, кгс/см²;

- предел прочности на сдвиг, кгс/см²;

- плотность пород, кг/м³.

Показатель П_р=6,12 – легкоразрушаемые скальные породы, по трудности разрушения породы относятся к 2 классу.

Показатель трудности бурения:



Показатель П_б=10,92 – 3-й класс, труднобуримые породы.

Удельный эталонный расход эталонного ВВ :
,
г/м³

Показатель q_э=32,7 – 3-й класс трудновзрываемые породы.
Производительность карьера по горной массе:
А_гм = А_р + А_в ∙
А_гм=5,0+4,0∙2,6=15,4 млн.т./год

где А_р – производительность карьера по руде, млн. т;

А_в – производительность по вскрыше, млн.м³.

Учитывая годовую производительность карьера по горной массе и расстояние транспортировки (5 км), принимаем железнодорожный транспорт (локомотив 26Е и думпкар ВС-105). Модель экскаватора ЭКГ-6,3ус, ЭКГ-8И, буровой станок СБШ-250МН с диаметром долота 269 мм.

Специальная часть
Выемочно – погрузочные работы
Конкурирующие варианты:

1. 
   ЭКГ-6,3ус
   
2. 
   ЭКГ-8И
   

Относительный показатель трудности экскавации:

ЭКГ-6,3ус:

ЭКГ-8И:

где  - плотность пород, т/м³ ;

d_ср – средний размер кусков в развале, принимаем d_ср=40 см;

К_р – коэффициент разрыхления;

Фактический показатель трудности экскавации:
П_эр ^ф = П_эр·К_в·К_тп
ЭКГ-6,3ус: П_эр ^ф=5,1·1,0·0,95=4,84

ЭКГ-8И: П_эр ^ф=5,4·1,0·0,95=5,13

где К_в – коэффициент учитывающий вид ВПМ;

К_тп – коэффициент влияния типоразмеров мехлопаты.

Класс пород по экскавируемости – I.

Паспортная производительность экскаватора:
,
ЭКГ-6,3ус: м³ /ч

ЭКГ-8И: м³ /ч

где Е – емкость ковша экскаватора, м³ ;

Т_цч – паспортная продолжительность рабочего цикла.

Техническая производительность экскаватора:
,
ЭКГ-6,3ус: м³/ч

ЭКГ-8И: м³/ч

где К_нк – коэффициент наполнения ковша породой;

К_рк – коэффициент разрыхления породы в ковше;

К_тв – коэффициент влияния технологии выемке;

Т_ц – рабочая продолжительность цикла, с;
Т_ц = t_ч + t_п + t_р,
ЭКГ-6,3ус: Т_ц = 9,3+17+2=28,3 с

ЭКГ-8И: Т_ц = 9,7+19+2=30,7 с

где t_ч – продолжительность черпания, с;

t_п – продолжительность поворота ковша от забоя к месту разгрузки и обратно, с.

t_р – время разгрузки ковша, с;
,
ЭКГ-6,3ус:

ЭКГ-8:

где t_чп – паспортная продолжительность черпания, с;

К_р – средневзвешенный коэффициент разрыхления породы, при разрушенных породах (1,3-1,4).

П_эп – паспортная трудность экскавации;

Определяем эффективную производительность экскаватора:
Q_эф =Q_тех·_п·К_пот·,
ЭКГ-6,3ус: Q_эф =391,1·0,93·0,9=327,4 м³/ч

ЭКГ-8И: Q_эф =472·0,93·0,9=395,1 м³/ч

где _п – дополнительное разрыхление пород при обрушении её в забое;
_п=Q’_тех /Q»_тех
ЭКГ-6,3ус: _п=391,1/420,9=0,93

ЭКГ-8И: _п=472/506,7=0,93

Определяем относительный показатель трудности экскавации при К_р=1,5:

ЭКГ-6,3ус:

ЭКГ-8И:

Продолжительность черпания при показателе трудности экскавации с Кр=1,5:

ЭКГ-6,3ус:

ЭКГ-8И:

Рабочая продолжительность цикла при показателе трудности экскавации с Кр=1,5:

ЭКГ-6,3ус: Т_ц = 7,3+17+2=26,3

ЭКГ-8И: Т_ц = 7,6+19+2=28,6

Определяем техническую производительность, м³ / ч:

ЭКГ-6,3ус:

ЭКГ-8И:

Сменная эксплуатационная производительность:
Qэ.см =Qэф·Тсм Кпот·Ку Ки
ЭКГ-6,3ус: Qэ.см =327,4·8·0,9·0,92·0,7=1518 м3/см

ЭКГ-8И: Qэ.см =395,1·8·0,9·0,92·0,7=1832 м3/см

де Т_см – продолжительность смены, ч;

К_пот –коэффициент потерь экскавируемой породы;

К_у – коэффициент управления;

К_и – коэффициент использования в течение смены;

Паспорт забоя экскаватора изображен на рисунке 2.1

Годовая эксплуатационная производительность:
Q_э.г = Q_э.см ·N_рс,
ЭКГ-8: Qэ.г =1518·900=1366200 м3/год

ЭКГ-8: Qэ.г =1832·900=1648800 м3/год

где Nрс – число рабочих смен экскаватора.

Инвентарный парк экскаваторов:
,
ЭКГ-6,3ус: , принимаем 5 экскаваторов.

ЭКГ-8И: , принимаем 4 экскаватора.
Таблица 4.1: Сравнение выемочно – погрузочного оборудования.


Общий режим работ и производительность карьера
По положению института ״Гипроруда״ режим работы карьера с годовой производительностью свыше 1,5, но менее 25 млн.т. горной массы – шестидневную рабочую неделю и 3 смены в сутки. Продолжительность смены принято 8 часов, число рабочих дней принимаем в зависимости от климатических условий (Челябинская обл.-средний) 300 дней.

Вычисляем месячную, суточную, сменную производительность по добыче и вскрыше:

Месячная производительность карьера по добыче:

т

где - годовая производительность карьера по руде, т;

n - число месяцев в году.

Месячная производительность карьера по вскрыше:
=А_вск/n
=4000000/12=333333,3 м³

где А_вск - годовая производительность карьера по вскрыше, м³.

Суточная производительность карьера по добыче:
= /3·Т_см
=416666,7/3∙8=17361,1 т

где3-количество смен в сутки, ед.;

Т_см- число рабочих часов в смену, час.

Суточная производительность карьера по вскрыше:
/3·Т_см
=333333,3/3∙8=13888,9 м³

Сменная производительность карьера по добыче:
/3
= 17361,1/3=5787 т

Сменная производительность карьера по вскрыше:
/3
= 13888,9/3=4629,6 м³
Подготовка пород к выемки
Принимаем угол откоса рабочего уступа 75⁰ , угол откоса уступа при погашении бортов 65⁰

Используя рекомендации В.В. Ржевского и техническую характеристику бурового станка принимаем угол наклона скважины к горизонту равным 75⁰ .

Оптимальный размер куска взорванной горной массы:

ЭКГ-6,3ус: м

ЭКГ-8И: м

где Е – вместимость ковша, м³.

Диаметр скважины:
d_c=К_рс ∙d_д,
d_c=1,05∙269=282 мм

где К_рс – коэффициент расширения скважин при бурении,

d_д – диаметр долота, мм.

Длина перебура рассчитывается по формуле:
l_п=0,2·h ,
l_п=0,2·10=2,0 м

где h – высота уступа, м.

Длина скважины:
,
м

В соответствии со свойствами пород и обводненности выбираем взрывчатое вещество и переводной коэффициент ВВ (К_ВВ):

Принимаем взрывчатое вещество – Гранулит С-6М

Переводной коэффициент ВВ: К_ВВ=1,11, [5]; плотность ВВ: =1,05 г/см³ , [5].

Принимаем сплошной заряд.

Рассчитываем проектный удельный расход ВВ:
q_п=q _э·К_ВВ·К_Д·К_Т·К_V·К_З·К_оп ,
q_п=0,0327∙1,1∙1,25∙1,04∙1,14∙1∙6=0,32 кг/м³

где q_э – удельный эталонный расход эталонного ВВ, кг / м³;

К_Д – коэффициент, учитывающий трещинноватость пород;

К_V – коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой породы;

К_З – коэффициент, учитывающий степень сосредоточения заряда; К_З=1

К_оп - коэффициент, учитывающий местоположения заряда и число открытых поверхностей взрываемой части массива. К_оп=6

Определяем коэффициент, учитывающий трещиноватость пород по формуле:
К_Д=0,5/d _{ср .о},
К_Д=0,5/0,4=1,25

где d_ср.о - оптимальный размер куска взорванной горной массы, м.

Определяем коэффициент К_Т для конкретных условий:
К_Т=1,2∙l_ср+0,2,
К_Т=1,2∙0,7+0,2=1,04

где lср – средний размер структурного блока в массиве.

Находим величина КV по формуле:
,


Рассчитываем проектный удельный расход ВВ, используя методику «Гипроруды»:
q_п^’=q_э^’ ∙ К_ВВ ∙ К_Д.К ∙ К_С.З,
q_п^’=0,6∙1,1∙1,4∙1,18=1,1 кг/м³

где q_э^’ – удельный расход эталонного ВВ, кг/м³;

К_Д.К – поправочный коэффициент учитывающий средний оптимальный размер кондиционного куска;

К_С.З - поправочный коэффициент учитывающий расчетный диаметр скважины.

Сопоставляем значения q_п и q_п^’ (0,32<1,1), для дальнейших расчетов принимаем наибольшее значения q_п^’=1,1.

Линия сопротивления по подошве:
,
м

где - угол наклона скважины к горизонту;

К_В – коэффициент, учитывающий взрываемость пород и равный 1 для трудновзрываемых пород;

d_с – диаметр скважины, м ;

m – коэффициент сближения зарядов равный 0,9 для трудновзрываемых пород;

Линия сопротивления по подошве с учетом требования безопасности ведения буровых работ у бровки уступа:
,
м
где b_п – ширина возможной призмы обрушения, м;

- угол откоса рабочего уступа, град.

Так как условие выполняется W_p > W_б (9,1>2,0), то для дальнейших расчетов принимаем W=7 м.

Вычисляем ширина возможной призмы обрушения:
, м
где -угол устойчивого откоса уступа, град.

Определяем длину забойки:
l_заб = (20-25)∙d_с,
l_заб=4 м

Определяем длину заряда:
L _зар = L _скв - l_заб,
L _зар=12,4-4=8,4 м

Конструкция заряда в скважине изображена на рисунке 4.1

Параметры сетки скважин:

Вычисляем расстояние между скважинами в ряду:
а = m ∙ W,
а =0,9∙7=6,7 м

Вычисляем расстояние между рядами скважин при квадратной сетке (схема коммутации с поперечным врубом) скважин (рис.4.2):

b= a,

b=7,2

Принимаем оптимальную сетку скважин 77.

Устанавливаем ширину буровой заходки:
А _б =W + b·(n_p-1),
А _б=7+7∙(5-1)=35 м

где n_p-число рядов взрываемых скважин, ед.

Вместимость ВВ в скважине:
,
кг/м

где d_c – диаметр скважины, дм.

Проверка расчетной массы заряда на вместимость:

Масса заряда в первом ряду:
Q’_з = q _п ∙ W ∙a∙ h,
Q’_з=1,1∙7∙7∙10=539 кг

где Q’_з- соответственно масса заряда в скважинах первого ряда, кг.

Масса заряда в последующих рядах:
Q_з’’= q_п ∙ a∙b∙h,
Q_з’’= 1,1∙7∙7∙10=539 кг

где Q_з’’- соответственно

Масса заряда по условиям вместимости заряда в скважину:
Q_ВВ = p∙l_ВВ,
Q_ВВ=65,5∙8,4=550,2 кг

где l_ВВ – длина заряда в скважине, м;

p - вместимость ВВ в скважинес учетом корректив.

Проверяем расчетную массу заряда по вместимости;
Q’_з (Q’’_з) ≤ Q_ВВ,
539(539)≤ 550,2 Условие выполнилось.

Объем взрывного блока по условиям обеспечения экскаватора горной массой:
V_бл = Q_см.э ∙ n_см∙ n_д ,
V_бл=2300∙3∙20=138000 м³

где Q_см–сменная производительность экскаватора, м³;

n_см – число рабочих смен экскаватора в течении суток, ед.;

n_д – обеспеченность экскаватора взорванной горной массой, для средних районов, суток;

Длина взрывного блока:
,
394 м

где W – откорректированная линия сопротивления по подошве, м.

Число скважин в одном ряду:
n’_скв=(L_бв/а)+1,
n’_скв=(394/7)+1=57,2 ед

Принимаем 57 ед.

Расход ВВ на блок:
Q’_вб = q_п ·V_бл,
Q’_вб=1,1∙138000=151800 кг

где V_бл- объем блока, м³.

Определяем средний расход В.В.:
Q_ср = Q’_вб /( n’_скв ∙n _р),
Q_ср=151800/(57∙5)=532,6 кг

Где n’_скв- округленное число скважин водном ряду, ед.

Определяем расход ВВ на блок исходя из расчетной массы скважинного заряда по условиям вместимости.
Q’’_вб = n’_скв∙n_р∙Q_ВВ,
Q’’_вб=57∙5∙550,2=156807 кг

Находим оптимальный интервал замедления:
,
17,5 мс

где К – коэффициент, зависящий от взрываемости породы, для трудновзрываемых пород К = 1,5 –2,5.

По величине τ подбираем ближайшее пиротехническое реле РП-8 с замедлением 20 мс.

Вычисляем выход горной массы с 1 метра скважины:

,
м³

По рекомендации М.Ф. Друкованного принимаем порядную схему коммутации с клиновым врубом. Данная схема приведена на рисунке. По схеме коммутации определяем величину угла между линией верхней бровки уступа и линии расположения одновременно взрываемых рядов скважин, и он равен = 90⁰. ( рис.4.3)

Средняя скорость полета кусков породы:
V_с= 43,70 – 10,50∙l_ср,
V_с=43,70-10,50∙0,7=36,3 м/с

где l_ср – средний размер структурного блока в массиве.

Начальная скорость полета кусков породы:
V₀ = 2∙Vc∙(q₁ /∙)^0,5∙n1,
V₀=2∙36,3∙(0,77/3,14∙1,05)^0,5∙1,31=28 м/с

где q₁ – удельный расход ВВ по первому ряду скважин, кг/м³;
q₁ = ₀ ∙q _п,
q₁=0,70∙1,1=0,77

где ₀ - коэффициент, учитывающий фактическое состояние откоса уступа, [5];

 - плотность ВВ, кг/м³.

Значение показателя степени n₁ определяем по формуле:

n₁ =1,35 – 0,06∙l_ср,
n₁=1,35 – 0,06∙0,7=1,31

Рассчитываем высота откольной зоны над подошвой уступа:
h₀ = 0,5∙(l_ВВ - l_пер ),
h₀=0,5∙(8,4-4)=2,2 м

Для наклонных скважин, максимальная дальность взрывного перемещения породы при взрывании на подобранный откос уступа составляет ₀ =46м.

Дальность взрывного перемещения при порядной схеме коммутации:
_Δ=∙₀∙(0,73-0,27∙cos(2·)),
=1,1∙46∙(0,73+0,27∙cos(2∙90))=23,3 м

Общая ширина развала горной массы:
_p=A_б+-h₀·ctg м
Средний коэффициент разрыхления в профиле развала:
К_р = 0,5·(3 – n²)
К_р=0,5·(3-0,6²)=1,32

где n – отношение ширины буровой заходки к ширине развала,
n = А_б / В_р
n=35/57,7=0,6

Профиль развала изображен на рисунке 4.4

Расход ДШ на скважину:
l_дi = l_c + l₁ + l_2
l_дi=12,4+1,5+1,5=15,4 м

где l_c – длина скважины;

l₁ – количество ДШ необходимое для присоединения промежуточного инициатора, м;

l₂ – количество ДШ, необходимое для соединения концевиков ДШ с магистралью, м.

Общее число скважин в блоке.
N_с = n’’_скв·n_р
N_с =57·5=285 ед

Расход ДШ на блок:
l_дш = N_с·l_дi +2·l_ш ,
l_дш=285·15,4 + 2·3093 =10575 м

где l_ш – длина магистральной линии ДШ.

Принимаем длину ДШ 10575 м. Количество ЭД для инициирования ДШ в блоке равно 2 ед.

Расход промежуточных шашек - детонаторов на блок:
N_ш= N_с·n_ш,
N_ш=285·1=285 ед

где n_ш – расход шашек – детонаторов на скважину.

Удельный расход СИ:

удельный расход ДШ составляет 0,077 м/м³ (l_ш /V_бл);

удельный расход РП – 8 составляет 0,0008 ед/м³ ( N_рп-8 /V_бл);

удельный расход шашек – детонаторов 0,002 ед/м³ (N_Ш / V_бл);

удельный расход ЭД 0,0002 ед/м³ (N_ЭД / V_бл).

Вычисляем годовой расход ВВ и СИ, для чего удельные расходы умножаем на годовую производительность карьера по горной массе в кубометрах:

расход ВВ – 6515,4 т./год

расход ДШ – 456076 м /год;

расход РП - 8 – 4740 ед /год;

расход шашек – детонаторов – 11850 ед /год;

расход ЭД – 1185 ед./год.

По величине годового расхода ВВ, с учетом принятого типа ВВ принимаем Смесительно-зарядную машину МЗ – 3Б.

Сменная производительность зарядного агрегата:



т - при заряжание первого ряда скважин.

где Т_пр - время производительной работы за смену, ч;

G_б – грузоподъемность зарядного агрегата, т;

V – скорость движения машины, км/ч принимаем 20 км/ч;

t_гр – время загрузки агрегата, ч;

k – коэффициент, учитывающий время переездов машины между скважинами и подготовки к заряжанию;

Q_зс – средняя масса заряда, т;
,


где Q_вб – расход ВВ на блок;

Q_зс= 539/285=1,9 - в первом ряду;

Q_зс= 539/285=1,9 - в последующих рядах.

t_з – время заряжания одной скважины, ч;
,
- в первом ряду

- в последующих рядах.

здесь Q_п – производительность подающего механизма зарядного агрегата,

Выбираем тип забоечной машины добиваясь примерного соответствия грузоподъемности зарядного и забоечного агрегата

Грузоподъемность зарядного агрегата (10 т) в соответствии принимаем тип забоечного агрегата ЗС-2М (11 т).

Инвентарный парк зарядных и забоечных машин при односменной работе:

Количество зарядных машин.

ед

где Q_в.г. – годовой расход ВВ, т;

Д_р.к. – число рабочих дней в карьере в течении года, сут.

Принимаем 1 зарядную машину.

Количество забоечных машин.

ед

где А_гм – годовая производительность карьера по горной массе, м³;

V_бл – объем взрывного блока, м³;

N_зс – количество скважин, заполняемых забойкой за смену.

Принимаем 1 забоечных машины.

Производительность и парк буровых станков:

Для принятой модели бурового станка устанавливаем рациональные параметры режима бурения с учетом технической характеристики станков
Таблица 41 Техническая характеристика бурового станка

Модель станка	Диаметр долота мм	Глубина бурения м	Частота вращения с-1	Усилие подачи кН	Угол наклона скваж. к вертикали град
СБШ-250-36	269,9	36	0,2-2,5	До 300	01530

Принимаем тип долота ТЗ

С учетом принятых параметров режима бурения определяем техническую скорость выбранного станка с учетом величины П_б.

V_{б } 2,5ּ10 ^–2ּP₀ּn₀/(П_бּd_д²),
V_{б } 2,5ּ10 ^–2ּ225ּ2,0/(11,69ּ0,269²)=11 м/ч

где P₀-усилие подачи кН.

n₀-частота вращения бурового става с^-1

d_д- диаметр долота м

Вычисляем сменную эксплуатационную производительность бурового станка
Q_б=(Т_см-Т_пер)/(t_о+t_в)
Q_б=(8-1,1)/(0,1+0,05)=46 м/ч

Т_см- продолжительность смены ч

Т_пер- длительность ежесменных перерывов в работе 0,9-1,3 ч

t_о-основное время бурения 1 м скважины ч
t_о=1/ V_б
t_о=1/ 11=0,1

t_в- затраты времени на выполнения вспомогательных операций при бурении 1 м скважины ч

Величина t_в при шарошечном бурении равна 2-4 мин принимаем 3 минуты

Годовая производительность бурового станка:
Q_бг = Q_бּN_{р. см},)
Q_бг =46ּ595=27370 м/год

где N_{р. см} – количество рабочих смен в год.

Инвентарный парк буровых станков.
,
ед

где А_гм- годовая производительность м³;

f-выход горной массы с 1м скважины м³

Принимаем 6 буровых станков.

Средний линейный размер кондиционного куска в соответствии с вместимостью ковша:
,
=1,05 м

По среднему линейному размеру некондиционного куска и категории пород по трещиноватости принимаем выход негабарита 3,3 %.

Для разрушения негабаритов применяем пневмоударники.

Общий выход негабарита:
,
м³

где Р_н – выход негабарита, %.

Радиусы опасных зон при производстве массовых взрывов:

По разлету кусков породы:
,
м

Принимаем радиус по разлету кусков 470 м.

где _з- коэффициент заполнения скважин ВВ, м;

f- коэффициент крепости пород;

d- диаметр скважин, м;

a- расстояние между скважинами в ряду, м ;

_заб- коэффициент заполнения скважин забойкой, принимаем, м;
_з = l_з /L_{скв з},
_з=8,4/12,4=0,68
_заб = l_заб /L_{скв з}
_заб=4/12,4=0,32

По сейсмическому воздействию:
,
м

где К_Г – коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого здания;

К_С - коэффициент, зависящий от типа здания и характера застройки;

- коэффициент, зависящий от условий взрывания,  = 1 для камуфлетного взрывания;

N – количество скважин, ед;

Q – масса взрывчатого вещества взрываемой группы, кг.

Принимаем радиус по сейсмическому воздействию 300 м.

По действию ударной воздушной волны на застекление.
Q_Э = 12·P·d_с·K_З·N,
Q_Э=12·65,5·0,282·0,003·10=270 м

где Q_Э – эквивалентная масса заряда, кг.

Принимаем действие ударной воздушной волны на застекление 270 м.