Выбор и расчет средств механизации вскрышных (добычных) работ на карьере

Пояснительная записка

к курсовой работе

«Выбор и расчет средств механизации вскрышных (добычных) работ на карьере»

Введение

Открытый способ добычи полезных ископаемых является наиболее экономичным и прогрессивным.

На открытых работах производительность труда выше, чем при подземной добыче, а стоимость полезного ископаемого ниже. Затраты на строительство карьера меньше, чем на строительство рудника или шахты той же производительной мощности.

Условия труда на открытых работах более гигиеничны и безопасны. На карьерах имеется возможность применения машин любой мощности и любых параметров, что позволяет обеспечить комплексную механизацию и автоматизацию производственных процессов. Возможности отечественной машиностроительной промышленности позволяют полностью обновить парк горных машин на карьерах, заменить ранее применявшиеся машины более мощными и производительными.

Мощные драглайны и вскрышные экскаваторы дают возможность применять бестранспортную систему разработки, что удешевляет вскрышные работы и повышает производительность труда. Там, где позволяют геологические и климатические условия, используют многочерпаковые экскаваторы, имеющие меньший удельный расход энергии и большую производительность, чем одноковшовые. Однако они менее универсальны и не могут полностью заменить одноковшовые экскаваторы.

Во многих случаях перед экскавацией горные породы необходимо рыхлить, для чего производятся буровзрывные работы. Бурение скважин на карьерах ведется станками ударно-канатного, вращательного, шарошечного, ударно-вращательного и термического бурения.

Кроме основных машин для экскавации, бурения скважин и транспортирования горных пород, на карьерах используется большое количество машин, выполняющих вспомогательные работы. Бульдозеры и скреперы применяются для зачистки полезного ископаемого, выравнивания поверхности перед укладкой рельсовых путей или при прокладке шоссейных дорог для автотранспорта.

Применяемые на открытых горных работах машины делятся на две большие группы - добывающие и транспортирующие. В данном случае рассматриваются только машины добывающие, к которым относятся бурильные, выемочно-погрузочные и выемочно-транспортирующие.

1. Выбор структуры комплексной механизации

1.1. Предварительный выбор экскаватора

Теоретическая производительность экскаватора Q_meop, м³/ч, определяется по формуле

где Q_{год. карьера} - годовая производительность карьера, м³;

Т - продолжительность смены или рабочего дня, ч;

N_дн - количество рабочих дней в году;

п_см - количество рабочих смен в сутки.

определяют емкость его ковша Е_э, м³:

где t_ц - длительность полного цикла работы экскаватора, с;

к_н - коэффициент наполнения ковша.

Вычислив необходимую емкость ковша, ориентировочно выбираем ближайший по техническим характеристикам экскаватор ЭКГ-15 с емкостью ковша E=15 м³.

1.2 Предварительный выбор бурового станка и буровзрывные работы

бурение станок привод карьерный

Для обеспечения заданной интенсивности разрыхления горной массы и надежной проработки подошвы уступа диаметр скважины d, мм, рассчитывают по формуле

 = 9Н + 35.5к_р + 33.5F - 195 =

= 9 17 + 35,5 1,7 + 33,5 7 -195=252 мм

где H-17 м высота уступа, м;

к_р -1,7 коэффициент разрыхления взорванной массы;

F - 7 группа грунтов по СНиПу.

Исходя из полученного диаметра, выберем станок СБШ-250-32 с диаметром скважины 250 мм.

1. Диаметр куска после взрыва d_ср.к, мм:

где l - коэффициент, учитывающий трещиноватостъ пород в массиве (l » » 0.75);

Н - высота уступа, м;

d - диаметр скважины, мм;

q - удельный расход взрывчатого вещества (ВВ), кг/м³.

2. Оптимальный размер куска взорванной горной породы d_ср.опт, мм, для экскаватора с ковшом емкостью Е_э:

d_ср.опт = (150 ¸ 200)

. Максимально допустимый размер куска взорванной горной массы d_ср.тах, мм:

d_ср.тах = 520

Коэффициент использования экскаватора:

Окончательно выбираю экскаватор ЭКГ-10 с емкостью ковша E=10 м³.

Основными параметрами, характеризующими буровзрывные работы, являются: диаметр скважины d, ее глубина L_c, размер сетки скважины на уступе а, порядок взрывания, тип и плотность ВВ.

Рис. 1. Схема расположения вертикальных скважинных зарядов

Глубина вертикальных скважин L_c, мм, (рис. 1) определяется зависимостью

L_c = H + l_п =17+2,5=19,5 м

где Н -17 м - высота уступа

l_n - длина перебура, м:

_n = (10 ¸ 15) d=10 0,250=2,5 м

Длина заряда ВВ L_B, м:

L_B = L_c - l_заб=19,5-5=14,5 м

Выбор ВВ производится по справочнику [1, с. 33] в соответствии с группой грунтов по СНиПу и диаметрами скважины. При этом плотность заряжения

где d_n - 210 мм - диаметр патрона ВВ, мм, (табл. 1.2).

Длина забойки l_зaб, м:

l_зaб = (20 ¸ 35)×d =20 0,25=5 м

Величина сопротивления по подошве уступа W, м, преодолеваемая одиночным скважинным зарядом

где  =58,87 кг/м - масса ВВ в 1 м скважины, кг/м (табл. 1.3);

q=0,6 - удельный расход ВВ, кг/м³ (табл. 1.4).

W=k × d=30 0,25=7,5 м

где k - коэффициент, зависящий от крепости пород:

k = 30 - для крепких пород (f = 8-12),

k = 40 - для пород средней крепости (f = 5-8),

k = 45 - для слабых пород (f £ 5).

Масса заряда ВВ в скважине Q_BB, кг, определяется по формуле

Расстояние а, м, между скважинными зарядами в ряду (рис. 1):

a = m × W=0,8 7,5=6 м

где т - коэффициент сближения зарядов.

Для зарядов нормального дробления коэффициент сближения принимается в зависимости от диаметра взрывных скважин d, м:

^.

При многорядном короткозамедленном взрывании расстояние b, м, между рядами скважин:

Ширина блока взрывания А, м, при однорядном расположении скважин принимается равной W:

A»W.

Длина блока L_бл, м, определяется зависимостью

где V_бл =  - объем блока, м³;

 - суточная производительность экскаватора, м³;

А - 7,5 м - ширина взрываемого блока, м;

Н -17 м - высота уступа, м;

к_р -1,7 коэффициент разрыхления

Количество скважин в блоке

где а - 6 м - расстояние между скважинами, м;

п - 2 число рядов скважин в блоке;

Общая длина скважин в блоке L_{скв.общ}, м:

Исходя из этого, определяются:

годовой объем буровых работ Q_гoд, м,

где n_рд - количество рабочих дней в году (»260);

месячный объем буровых работ Q_мес, м,

где п_дм - количество рабочих дней в месяце (»22);

сменный объем буровых работ Q_смен, м,

где n_см -2 - количество рабочих смен в сутки.

Также определяются ширина и высота развала взорванной горной массы при одноразовом мгновенном взрывании.

Ширина развала В_р, м:

где к_в -3 - коэффициент, характеризующий взрываемость пород

q -0,6 - удельный расход ВВ, кг/м³;

Н -17 м - высота уступа, м.

Высота развала Н_р, м:

где N - 2-число взрываемых рядов скважин.

2. Выбор бурового станка

Принимаем станок вращательного (шарошечного) бурения

СБШ-250-32 диаметром скважины 250 мм и глубиной до 32 м в породах с коэффициентом крепости f = 9.

Инструмент: шарошечное долото серии «ТЗ».

Станки вращательного (шарошечного) бурения предназначены для бурения вертикальных и наклонных скважин диаметром 160¸400 мм и глубиной до 32 м в породах с коэффициентом крепости f = 6¸18. Ими производится около 70% объема буровых работ на карьерах. Основные их достоинства: высокая производительность (20¸150 м/смену); непрерывность процесса бурения; возможность полной автоматизации процесса бурения. Недостатки: большая масса станка; малая стойкость долот в труднобуримых породах. По массе т и развиваемому осевому усилию Р_ос станки шарошечного бурения подразделяют на:

-       легкие СБШ-160-48, т £ 40 т, Р_ос £ 200 кН, диаметр скважины d = = 150¸200 мм;

-       средние СБШ-200 (5 моделей) и СБШ-250 (6 моделей), т £ 60 т, Р_ос £ £ 350 кН, d = 200¸270 мм;

-       тяжелые СБШ-320-36 и СБШ-400 (2 модели), т £ 120 т, Р_ос £ 700 кН, d = 300-400 мм.

3. Режимы бурения и расчет их основных параметров

.1 Расчет параметров шарошечного бурения

Потребное осевое усилие (усилие подачи), Н, с достаточной для инженерных расчётов точностью может быть определено по эмпирической зависимости

Р_ос @ (6…7) 10⁴f∙D6∙10⁴∙9∙0,250=135000 Н=135 кН

где D - диаметр долота, м.

Частота вращения шарошечного долота обычно принимается равной 80…150 мин^-1, иногда 300 мин^-1. Меньшие значения принимаются для крепких пород и больших диаметров долот, а большие значения частот вращения - для средней крепости пород и меньших значений диаметра (табл. 2.2).

С увеличением частоты вращения бурового става скорость бурения повышается, но вместе с этим возрастает износ долота.

Скорость бурения V_Б, м/мин, определяется по одной из нижеприведённых эмпирических формул:

Крутящий момент М, Нм, для преодоления сил сопротивления при скалывании породы штырями шарошечного долота с учетом сил трения в подшипниках шарошек и бурового става о стенки скважины определится из выражения

где s_ск -32МПа - предел прочности породы на скалывание

К_тр @ 1.15 - коэффициент, учитывающий трение в подшипниках шарошек и бурового става о стенки скважин;

К_ск @ 0.5 - коэффициент, учитывающий уменьшение скорости бурения из-за неполного скалывания породы между зубьями

Мощность N, Вт, двигателя вращателя:

N=M∙ω∙η=715,5∙15,7∙0,65^-1=17,3 кВт

где w - угловая скорость вращения долота, рад/с;

h = 0.65^-1 - КПД передачи трансмиссии вращателя.

Расход воздуха W_в, м³/мин, на продувку скважины от буровой мелочи зависит от объема выбуриваемой породы V_n, м³/мин., и удельного расхода e воздуха, потребного на 1 м³ буровой мелочи:

W_в=V_n∙ε=15∙π∙D²∙V_б.max∙ε=15∙3,14∙0,250²∙0,14∙150=61,8 м³∕мин

где V_Бmах - 0,14 максимальная механическая скорость бурения, м/мин;

D - 0,250 диаметр скважины, м;

e - удельный расход воздуха, равный 80…150 м³/м³.

4. Производительность буровых станков

Определяю эксплуатационную сменную производительность, м/смену:

где Т_с -480 мин. - продолжительность смены, мин;

К_И = 0.8 - коэффициент использования станка во времени смены.

Т_п.з. = 35 мин. - продолжительность подготовительно-заключительных операций.

t_б и t_в - удельные затраты времени на бурение и выполнение вспомогательных операций (на 1 м скважины) соответственно, мин/м.

В свою очередь величина t_б подсчитывается из выражения

где V_б -0,14 м∕мин - механическая скорость бурения.

t_в=2 мин ∕ м

5. Определение нагрузки на рабочее оборудование и мощности приводов главных механизмов экскаваторов

Определение линейных размеров и масс драглайнов

Выбор вскрышного экскаватора.

В качестве вскрышной машины, принимаем шагающий экскаватор ЭШ - 100.100

.1 Сопротивление резанию горных пород при их экскавации

Сопротивление резанию - способность горной породы сопротивляться механическому воздействию, вызывающему совокупность напряжений сжатия, растяжения и сдвига, преодоление которых завершается разрушением породы и отделением от массива кусков и слоев. Сопротивление породы резанию обычно характеризуется удельным сопротивлением чистому резанию , МН/м², т.е. усилием, отнесенным к единице площади поперечного сечения вырезаемого пласта породы.

Для одноковшовых экскаваторов величину удельных усилий при копании  в массиве для невскрытых горизонтов Ю.И. Беляков рекомендует определять по зависимости . Так, для аргиллитов, алевролитов, песчаников и углей для среза толщиной t = 0,25 м и шириной В = 2 м им установлена зависимость вида

где С_м - прочность породы в массиве по сцеплению

m_э - коэффициент, учитывающий изменение вместимости ковша (изменяется от 1,1 до 0,7 при вместимостях ковша Е от 6 до 100 м³).

5.2 Определение линейных размеров и масс основных элементов рабочего оборудования драглайна

Линейные размеры, м, ковшей механических лопат: ширина B_i, длина L_i и высота h_i, а также их массы m_i, т, приближенно могут быть определены как функции их вместимости Е, м³, по следующим зависимостям:

для вскрышных экскаваторов:

-ширина ковша,

-длина ковша,

-высота ковша,

-масса ковша.

Масса породы в ковше определяется по формуле

g - 1,5 т/м³ - плотности породы в целике.

К_р-1,25 - коэффициент разрыхления.

Концевая нагрузка в подъемном канате, кН:

По величине массы одноковшового экскаватора и коэффициенту пропорциональности к_i можно определить линейные размеры основных конструктивных элементов по формуле

где т_э - масса экскаватора, т

Ширина платформы

Высота кузова

Радиус задней стенки

Длина стрелы

Высота пяты стрелы

Радиус пяты стрелы

Высота

Высота разгрузки max

Радиус

Радиус разгрузки max

Удельная масса стрелы q_с, т/м, вскрышного экскаватора определяется по эмпирическим формулам

5.3 Драглайн

Усилие сопротивления горной породы копанию на режущей кромке определяется из выражения

Где - отношение объема призмы волочения ковша к объему ковша (0,4=для легких пород, 0,3-для средних, 0,2 - для тяжелых);

К_пут-отношение пути наполнения ковша l_n к длине ковша l_k

Тяговое Усилие S_т определяется по формуле

Где =0,4-коэффициент трения ковша о породу

-предельный угол откоса, для легких несвязных пород равный 45….50, для средних-40 и для тяжелых-30….35

Максимальное значение силы тяги при многодвигательном приводе для выбора сечения тяговых канатов и определения стопорного момента двигателя принимаем

Усилие в подъемном канате S_пд при отрыве груженного ковша от забоя (концевая нагрузка) определяется по зависимости

Сечение подъемного каната и стопорный момент двигателя рассчитываются по максимальному подъемному усилию:

Механизм тяги

Мощность N_T, затрачиваемую двигателем механизма тяги, определяют по усилию в тяговом канате S_T и заданной номинальной скорости копания V₁

При значениях S1=St V₁₌V_t K₁₌K_t ^-1==0,8…0,85. При повороте платформы драглайна с груженным ковшом на разгрузку на тяговый канат действуют силы S¹_t, равная примерное половине веса груженного ковша, который удерживает ковш в горизонтальном положении и центростремительная S_ц, удерживающая ковш на его траектории движения вокруг оси вращения платформы. т

Где m_к+п масса груженного ковша драглайна, т

₃-заданная угловая скорость платформы

r_b-радиус вращения груженного ковша относительно поворотной платформы.

Средневзвешенная мощность двигателя механизма тяги драглайна

Где t_k=0.3t_ц=18-время копания

t_p=t_з=0,35 t_ц=21-время поворота на разгрузку

Механизм подъема

В процессе копания двигатель механизма подъема не разгружен S_n=0

Определяем усилие в подъемном канате.

Средневзвешенная мощность двигателя механизма подъема за цикл работы экскаватора

Мощность привода ходового механизма шагающего экскаватора

Мощность привода шагающего хода определяется по формуле:

Где h-высота подъемного центра тяжести экскаватора

m_э - масса экскаватора

k - коэффициент, показывающий, какая часть веса экскаватора передается при шагании на башмаки, k=0,8…0,85

l_{ш -} длинна шага

- коэффициент трения стали об породу. =0,4…0,6

-угол подъема пути

-длительность одного шага

6. Определение диаметра и длинны каната исполнительного механизма одноковшового экскаватора

Диаметр каната d_k вычисляется по максимальным усилиям, рассчитанным при определении мощности привода. Разрывное усилие каната.

S_p=CS_nmax,

где С-запас прчности каната.

S_nmax =1.435040=7056кН

S_p=4.557056=32.1 мН

Принимаем канат исполнительных механизмов одноковшового экскаватора 70 120В, ГОСТ 7676-55

7. Выбор и расчет карьерного автотранспорта

Выбор типоразмера карьерного автосамосвала производится из следующих соотношений - вместимость кузова автосамосвала должна быть не менее 3…5 емкостей ковша экскаватора осуществляющего погрузку в него породы. Поэтому выбираю автосамосвал БЕЛАЗ 75570 с грузоподъемностью 90 тонн и максимальной скоростью 60 км/ч.

Для определения количества транспортных средств необходимо определить протяженность трассы от забоя до обогатительной фабрики, методом планиметрирования (в среднем длина трассы не должна превышать 6…8 км). Принимаю дорогу длинной 6 км.

Определить время одного рейса, при этом необходимо учесть, что соотношение скоростей движения груженого самосвала к порожнему равно 0,5, а скорость порожнего самосвала в карьере не превышает 70…75% максимальной скорости его движения. Скорость порожнего автосамосвала принимаю 40 км\час, а груженного 20 км\час. По скорости движения и расстоянию определяю время в дороге: порожний-9 мин, груженный-18 мин. Принимаем что автосамосвал разгружается на фабрике (в отвал) 2 мин. Время загрузки автосамосвала экскаватором 3 мин. Время одного рейса в итоге получаем 32 мин. Не учитывая простои перед загрузкой в очереди (2-3 машины). Принимаем, что в очереди в среднем 2 машины, значит простой составляет 6 минут.

Значит, окончательно один рейс получаем 38 мин.

Из выше написанных расчетов берем сменную производительность экскаватора:

Далее принимаем что в одном автосамосвале 85 тонн породы т.к. экскаватор разгружает в него 3 раза по 10 м³ породу плотностью 2.84т/м3. Следовательно, делим сменную производительность экскаватора(19200м³) на объем загрузки одного автосамосвала(30м³), получаем общее количество рейсов = 640. Дальше находим необходимое время на выполнение объема этих работ одним автосамосвалом: 640*38=24320 минут.

При данном расчете необходимо учесть простои самосвала по техническим и организационно технологическим причинам, (к_тот=0,5…0,6). Учитывая это получаем: 24320*1,5=36480 минут.

За смену один авто самосвал может сделать 30 рейсов (общее время смены деленное на время одного рейса 960/32=30 рейсов). Т.е. один автосамосвал в смену работает: 30*32=960 минут.

Теперь берем общее время с учетом простоев (36480 мин.) и делим его на время работы автосамосвала в смену(960 мин) и получаем соответственно 38 машин.

При расчете парка транспортных средств учитываем, что на 5 машин одна резервная и окончателино получаем парк из 45 автосамосвала.

Литература

бурение станок привод карьерный

1. Методические указания к выполнению курсовой работы по дисциплине «Механическое оборудование карьеров» / Рецензент: д-р техн. наук, проф. Н.И. Сысоев / Составители: Литкевич Ю.Ф., Раков И.Я., Мирный С.Г., Асеева А.Е./ Юж. - Рос. гос. техн. ун-т. - Новочеркасск, 2000. - 53 с.

. Нормативный справочник по буровзрывным работам / Под ред. Ф.А. Авдеева и др. - М.: Недра, 1986. - 511 с.

3. Подерни Р.Ю. Горные машины и автоматизированные комплексы для открытых работ. - М.: Недра, 1985. - 544 с.

4. Справочник по бурению на карьерах / Под ред. Б.А. Симкина и др. - М.: Недра, 1990. - 224 с.

5. Буровое оборудование: Каталог-справ. / НИИИнформтяжмаш. - М., 1983. -158 с.

6. Экскаваторы для открытых горных работ: Каталог-справ. / НИИИнформтяжмаш. - М., 1983. - 129 с.