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 Qmeop, м3/ч, определяется по
формуле
где Qгод. карьера - годовая производительность карьера, м3;
Т -
продолжительность смены или рабочего дня, ч;
Nдн - количество рабочих дней в году;
псм - количество рабочих смен в сутки.
определяют емкость его ковша Еэ, м3:
где tц - длительность полного цикла работы экскаватора,
с;
кн - 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 + 35.5кр + 33.5F - 195 =
= 9 17
+ 35,5 1,7 + 33,5 7 -195=252 мм
где H-17 м высота уступа, м;
кр
-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 dср.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 dср.опт, мм, для экскаватора с
ковшом емкостью Еэ:
dср.опт = (150 ¸ 200)
. Максимально допустимый размер куска взорванной горной массы dср.тах, мм:
dср.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 Lc, размер сетки скважины
на уступе а, порядок взрывания, тип и плотность ВВ.
Рис. 1. Схема расположения вертикальных
скважинных зарядов
Глубина вертикальных скважин Lc, мм, (рис.
1) определяется зависимостью
Lc = H + lп =17+2,5=19,5 м
где Н -17 м - высота уступа
ln - длина перебура, м:
n = (10 ¸ 15) d=10 0,250=2,5 м
Длина заряда ВВ LB, м:
LB = Lc - lзаб=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 dn - 210 мм - диаметр патрона
ВВ, мм, (табл. 1.2).
Длина забойки lзaб, м:
lзaб = (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 QBB, 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 Lбл, м, определяется зависимостью
где Vбл = - объем блока, м3;
- суточная производительность экскаватора, м3;
А - 7,5 м -
ширина взрываемого блока, м;
Н -17 м -
высота уступа, м;
кр
-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 Lскв.общ, м:
Исходя из этого, определяются:
годовой объем буровых работ Qгoд, м,
где nрд - количество рабочих дней в году (»260);
месячный объем буровых работ Qмес, м,
где пдм - количество рабочих дней в месяце (»22);
сменный объем буровых работ Qсмен, м,
где nсм -2 -
количество рабочих смен в сутки.
Также определяются ширина и высота развала взорванной горной
массы при одноразовом мгновенном взрывании.
Ширина развала Вр, м:
где кв -3 - коэффициент, характеризующий
взрываемость пород
q -0,6 - удельный расход ВВ, кг/м3;
Н -17 м -
высота уступа, м.
Высота развала Нр, 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 Рос станки шарошечного бурения
подразделяют на:
- легкие СБШ-160-48, т £ 40 т, Рос
£ 200 кН, диаметр скважины d = = 150¸200 мм;
- средние СБШ-200 (5 моделей) и СБШ-250 (6
моделей), т £ 60 т, Рос £ £ 350 кН, d = 200¸270 мм;
- тяжелые СБШ-320-36 и СБШ-400 (2 модели), т
£ 120 т, Рос £ 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
Рос @ (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 VБ, 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 sск -32МПа - предел
прочности породы на скалывание
Ктр
@ 1.15 - коэффициент, учитывающий трение в подшипниках шарошек и бурового
става о стенки скважин;
Кск
@ 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 Wв, м3/мин, на продувку скважины
от буровой мелочи зависит от объема выбуриваемой породы Vn, м3/мин., и удельного расхода e воздуха, потребного на 1 м3
буровой мелочи:
Wв=Vn∙ε=15∙π∙D2∙Vб.max∙ε=15∙3,14∙0,2502∙0,14∙150=61,8 м3∕мин
где VБmах
- 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 Тс -480 мин. - продолжительность
смены, мин;
КИ
= 0.8 - коэффициент
использования станка во времени смены.
Тп.з. = 35 мин. - продолжительность
подготовительно-заключительных операций.
tб и tв - удельные затраты времени на бурение и выполнение вспомогательных
операций (на 1 м скважины) соответственно, мин/м.
В свою очередь величина tб подсчитывается из выражения
где Vб -0,14 м∕мин - механическая скорость бурения.
tв=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 См - прочность породы в массиве по
сцеплению
mэ
- 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 Bi, длина Li и высота hi, а также их массы mi, 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.
Кр-1,25 - коэффициент
разрыхления.
Концевая нагрузка в подъемном канате, кН:
По величине массы одноковшового экскаватора и коэффициенту
пропорциональности кi
можно определить линейные размеры основных конструктивных элементов по формуле
где тэ - 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 qс,
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);
Кпут-отношение пути наполнения ковша ln к длине ковша lk
Тяговое Усилие Sт 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 Sпд 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 NT,
затрачиваемую двигателем механизма тяги, определяют по усилию в тяговом канате ST и заданной номинальной скорости копания V1
При значениях S1=St V1=Vt K1=Kt -1==0,8…0,85. При повороте платформы
драглайна с груженным ковшом на разгрузку на тяговый канат действуют силы S1t, равная
примерное половине веса груженного ковша, который удерживает ковш в
горизонтальном положении и центростремительная Sц,
удерживающая ковш на его траектории движения вокруг оси вращения платформы. т
Где mк+п масса груженного ковша драглайна, т
3-заданная
угловая скорость платформы
rb-радиус вращения груженного ковша
относительно поворотной платформы.
Средневзвешенная мощность двигателя механизма тяги драглайна
Где tk=0.3tц=18-время копания
tp=tз=0,35 tц=21-время поворота на разгрузку
Механизм
подъема
В процессе копания двигатель механизма подъема не разгружен Sn=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
mэ - масса
экскаватора
k - коэффициент, показывающий, какая часть веса экскаватора
передается при шагании на башмаки, k=0,8…0,85
lш - 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 dk вычисляется по максимальным усилиям,
рассчитанным при определении мощности привода. Разрывное усилие каната.
Sp=CSnmax,
где С-запас прчности каната.
Snmax =1.435040=7056кН
Sp=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, (ктот=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.