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"

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, м³ч, 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

d = 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)

3. 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:

l_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).

Соответствие W диаметру скважины определяется зависимостью

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:

AW.

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 = 618. 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

3.1 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=135 000 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 _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•щ•з=715,5•15,7•0,65^-1=17,3 кВт

где — угловая скорость вращения долота, рад/с;

= 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 воздуха, потребного на 1 м³ буровой мелочи:

W_в=V_n•е=15•р•D²•V_б.max?е=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;

— 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

5.1 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

_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

— 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 =1.435 040=7056кН

S_p=4.557 056=32.1 мН

Принимаем канат исполнительных механизмов одноковшового экскаватора 70 120 В, 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 75 570 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 кмчас, а груженного 20 кмчас. 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 (19 200м³) на объем загрузки одного автосамосвала (30м³), получаем общее количество рейсов = 640. Дальше находим необходимое время на выполнение объема этих работ одним автосамосвалом: 640*38=24 320 минут.

При данном расчете необходимо учесть простои самосвала по техническим и организационно технологическим причинам, (к_тот=0,5…0,6). Учитывая это получаем: 24 320*1,5=36 480 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 (36 480 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.

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.

2. 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.