Горные машины, применяемые для открытых горных работ на ОАО "Востсибуголь"

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

Добыча угля в Восточной Сибири началось в конце прошлого столетия. В 1896 г. в Черемховском районе Иркутского бассейна были заложены первые четыре угольные шахты. Потребность в угле быстро росла. Добыча угля всё более широко использовалась на речных судах и на Сибирских железных дорогах.

При освоении месторождений ПИ потребовались значительные объёмы энергии тепла. Только одни шахты Черемхово не могли удовлетворить потребности в угле. Поэтому с 1917 г. началась добыча угля в Бурятии и Читинской области. В 1939 г. приступили к строительству первого угольного разреза «Хромцовский» в Иркутской области.

Особенно активное развитие добычи угля началось после Великой Отечественной Войны. В мае 1945 г. был создан комбинат «Востсибуголь», в состав которого входили все угольные предприятия Иркутской, Читинской областей и республики Бурятии.

На территории региона угольные месторождения разрабатываются предприятиями ОАО «Востсибуголь», ОАО «Читауголь», ОАО «разрез Тулунский», ОАО «Читалестопром».

Добыча угля ведётся преимущественно открытым способом (97,8 %). Максимальный уровень добычи угля в регионе был достигнут в 1988 г - 41,3 млн. тонн. Из действующих разрезов самым крупным является «Харанорский», который введён в эксплуатацию в 1971 г. годовой производственной мощностью 9,7 млн. тонн угля. Четыре других основных разреза имеют мощность от 3 до 4,5 млн. тонн угля в год.

Главными рынками сбыта продукции угольных предприятий в Восточной Сибири являются районы её производства (на 70-80 %). Уголь Восточной Сибири используется прежде всего на тепловых электростанциях, химических комбинатах и в коммунально-бытовом секторе Приангарья, Бурятии и Забайкалья. Часть угля идёт на Дальний Восток, на Урал и на экспорт - Китай, Монголию и Японию.

Страны Азиатско-тихоокеанского региона (АТР): Японию, Тайвань, Южную Корею, Гонконг, Филиппины. Ёмкость рынка угля восточного региона за период с 2000-2005 г. может увеличатся с 29,2 до 40,8 млн. тонн, в 1,5 раза увеличивается потребность в привозном угле стран АТР (с 40 до 61 млн. тонн).

Таким образом, потребность в угле в течении рассматриваемого периода увеличатся, что создаст благоприятные условия для развития угольной промышленности ОАО «Востсибуголь».

месторождение уголь экскаватор буровой

1. Общая часть

1.1 Горногеологические и горнотехнические условия разработки месторождений

По административному положению разрез «Черемховский» входит в состав Черемховского района Иркутской области и принадлежит ОАО «Востсибуголь». Разрез находится в 58 км. от Черемхово. Его площадь характеризуется сравнительно спокойным рельефом местности с не глубокими распадками, образующие не глубокие пологие «гривни» вытянутые в северо-западном направлении. В северной части разреза эти гривни смываются.

Средняя глубина сезонного промерзания почвы составляет 1,5 м. максимально 2 м. Господствующее направление ветров «Северо-западное», со средней скоростью 5-7 м/с.

В строение и месторождение разреза «Черемховский» принимали участие нижнекембрийские, юрские отложения. Нижнекембрийские отложения обладают в глубоко эрозированных долинах и падях. В приделах разреза на дневную поверхность данные отложения не входят. Они представлены серыми, коричневато-серыми и зеленовато-серыми известняками, доломитами с прослойками кварцевых песчаников. Юрские отложения, слагающие Черемховское месторождение представлено в Заларинской и Черемховской свитами. Заларинская свита составляет нижнею часть разреза и представлено довольно крепкими отложениями конгломератами, гравийлитами, большими кварцевыми песчаниками с прослойками алевролитов и аргиллитов. Мощность свиты в пределах разреза около 30-40 м. Черемховская свита по литологическому составу и угленосности выделяется следующими горизонтами: нижним угленосным горизонтом, средним, верхним.

Нижний угленосный горизонт сложен песчано-глинистыми образованиями и содержит от 1 до 3 пластов угля. Промышленного значения эти пласты не имеют из-за их мощности. Мощность горизонта в среднем равна 12-15 м. Средний угленосный горизонт является основным продуктивным горизонтом месторождения. Его мощность колеблется от 6 до 20 м. Данный горизонт в приделах разреза сложен углистыми пластами, песчаниками, глинами и аллевролитами.

Верхний угленосный горизонт сложен аналогично среднему. Он представлен углистыми пластами, песчаниками аргиллитами. Угольные пласты имеют не рабочую мощность, по этому не полезны, средняя мощность верхнего угленосного горизонта составляет около 19 м.

Четвертичное отложение на территории месторождения имеет повсеместное развитие и залегает на верхних или нижнекембрийских отложениях. Средняя мощность четвертичного отложения равна 3 м. Литологические отклонения представлены делувиальными глинами.

В приделах площади разреза «Черемховский» распространены два пласта: «Малый» и «Главный». По мимо этих пластов вскрыты пласты «Верхней», «Промежуточной» и «Нижней», имеющие ограниченное применение из-за малой мощности.

Пласт «Малый» залегает на глубине, изменяющейся от 3 до 70,6 м. Он состоит из четырёх пачек угля мощностью от 0,1 до 1,7 м каждая. Общая мощность пласта равна 3,5 м, причём мощность угольной массы 2,7 м. Пачки угля разделены породными прослойками из глины, песчаника, алевролита, углистых пород и другое.

Пласт «Главный» является основным рабочим пластом месторождения. Этот пласт отделяется от «Малого» породным междупластием, состоящего из песчаника или алевролита, имеющих мощность 1-6 м. В основном пласт «Главный» содержит4-6 породных прослоек, что говорит о сложном строении самого пласта. Мощность отдельных пачек пласта колеблется от 0,05 до 1 м. Пробные прослойки в пласт представленный глинами, реже алевролитами, содержание их в пласте «Главный» колеблется от 2,7 до 2,9 %. Мощность отдельных пачек угля в пласте составляет от 0,05 до 2,6 м. Мощность пласта в среднем составляет 4,7 м.

Отложение Черемховской свиты приурочены групповые и пластовые воды. Уровень их в зависимости от мощности отдельных участков месторождения может находится на глубине от 3,5 до 26,9 м. Нижним водоупорным слоем горизонта являются глинистые песчаники и алевролиты нижнекембрийских отложений.

Питание водоносного горизонта происходит за счёт атмосферных осадков и таловых вод. Обводнённость отложений Черемховской свиты на месторождении разреза очень слабое. Удельный лимит скважины 0,0002 до 0,77 м/с.

По климатическому составу воды гидрокарбонатные, кальциевомагневые с минерализацией до 0,3 миллиграмм на метр и жёсткостью 0,47 до 3 миллиграмм на метр.

1.2 Анализ применяемых средств механизации

Вскрытие угольного пласта на разрезе «Черемховский» , учитывая условия залегания месторождения и разнообразия системы транспортной связи, угольных забоев с главной технологической (работой) дорогой, ведущей на обогатительную фабрику «Касьяновская» производится двумя фланговыми капитальными пологими траншеями. Руководящий уклон во въездных траншеях для автомобильного транспорта до 80%, для ж/д транспорта - до 13%.

Покрывающая угольный пласт породы относится к довольно крепким с 4-6 степенями крепости и перед экскавацией требуют предварительного рыхления с помощью взрывов. Бурение скважин на уступе проводится после смещения плодородного растительного слоя.

Скважины вертикальные и наклонные. Расположение их в плане с размерами сетки 5*5, 7*7 м. Механизированная зарядка скважин осуществляется машинами МЗ-3, забойка скважин производится вручную буровым шламом.

Применяемые взрываемые материалы: граммонит, игдонит, гран бьулотол. Способ взрывания с помощью ДШ, короткозамкнутый. Средства взрывания детонирующего шнура ДША (ДШВ), детонатор КД-8Б, огнепроводный шнур, пиротехническое реле РП-8. В качестве промежуточных детонаторов применяют тротиловые шашки Т-400 (Т-500).

1.2.1 Вскрышные работы

На разрезе «Черемховский» для производства вскрыши применяются следующие экскаваторы: Уральского завода тяжёлого машиностроения УЗТМ (экскаваторы ЭШ 20/90 и ЭШ15/90), Новокраматорского завода гос. Украина НКМЗ (ЭШ 10/70, ЭШ 11/70, ЭВГ 35/65).

На вскрышных работах в частности используется экскаваторы ЭШ 20/90, ЭШ 15/90, мехлопаты, ЭВГ 35/65.

На планировочных и подготовительных работах используются экскаваторы ЭШ 10/70, ЭШ 11/70.

Экскаваторы ЭШ 20/90 самые совершенные отечественные экскаваторы, оборудованные современными средствами регулирования скоростей и усилия рабочего оборудования, а на ЭШ 20/90 применяются впервые электрический привод на переменном токе с регулированием скорости с помощью частотных преобразователей.

Эти экскаваторы хорошо зарекомендовали себя в условиях Черемховского месторождения.

Всего вскрышных экскаваторов на разрезе «Черемховский» - 10 штук.

1.2.2 Добычные работы

На разрезе «Черемховский» для производства добычи угля применяются добычные экскаваторы следующих типов: Ижёрского завода (экскаваторы ЭВГ 4И, ЭКГ 4У, ЭКГ 5УС, ЭКГ 8И, ЭКГ 8У).

Добычные экскаваторы очень подвижны и обладают высокими параметрами рабочего оборудования, что позволяет производить погрузку в транспорт с уровня стояния и производить работу складирования угля.

Мехлопат есть 12 штук. Половина всех экскаваторов отработала свой амортизационный срок и требует замены. С 1991 г. не приобретено ни одного экскаватора, в виду отсутствия финансовых средств, что в свою очередь привело к снижению добычи.

1.2.3 Вспомогательные работы

Во спомогательные работы применяемые на разрезе входят работы, которые проводятся при помощи бульдозеров (планировка, расчистка дорог и т.п.).

Бульдозеры, применяемые на разрезе: ДЗ-94С на базе трактора Т-330, ДЗ-126, ДЗ-132, ДЗ-118 на базе трактора, ДЭТ-250, ДЗ-110, ДЗ-171 на базе трактора Т-170, также имеются бульдозеры на базе Японского производства Д-711 для ремонта автомобильных работ. На разрезе используются автогрейдеры ДЗ-110, ДЗ-98В5-2 и строительные экскаваторы ЭО 4321А, ЭО 2626.

Для перевозки бульдозеров на длительное расстояние используются специальные трейлеры, грузоподъёмностью от 20 до 40 тонн, с тягачами К-700 и К-701.

1.2.4 Элементы системы разработки с составлением паспорта забоя

Высота уступа h_у зависит от типа нагрузочного оборудования и физико-механических свойств разрабатываемых пород. Рациональная высота уступа должна обеспечить минимальные затраты на вскрышные и добычные работы и безопасность горных работ.

С увеличением высоты уступа, как правило , сокращаются затраты на БВР, передвижку путей и вспомогательные работы. Кроме того, увеличение высоты уступа позволяет увеличить угол откоса рабочего борта, что делает экономические распределения вскрыши по периодам разработки.

На практике наибольшая высота черпанья для ЭКГ 4У в мягких породах равна 10 м, в скальных 15 м.

Ширина рабочей площадки устанавливается с учётом физико-механических свойств породы, рабочих параметров экскаватора и вида транспорта.

2. Специальная часть

2.1 Выбор и техноэкономическое обоснование прогрессивных решений

Определяю объём добычи в год (т).

V_доб = (2.1.1)

где V_в - объём вскрыши в год (т/м³)

К_в - коэффициент вскрыши

V_доб = 4700000/5 = 940000 т

Определяю объём добычи в м³.

V_д =V_добг(м³) (2.1.2)

где г - плотность полезного ископаемого = 1,4

V_д = 940000 1,4 0,93 = 1223880

2.1.1 Расчёт производительности экскаваторов

Расчёт производительности вскрышного экскаватора ЭШ 25/100

Определяю теоретическую производительность (м³/ч).

Q_теор = (2.1.3)

где V - ёмкость ковша (м³)

t_ц - время рабочего цикла (с)

Q_теор = 3600*25/50 = 1800 м³/ч

Определяю техническую производительность (м³/ч).

Q_тех = (2.1.4)

где t_п - время непрерывной работы на одном месте (ч)

t_р - время передвижки экскаватора на новое место ра - боты (ч)

К_э - коэффициент экскавации

К_э = (2.1.5)

где К_н - коэффициент наполнения ковша

К_р - коэффициент разрыхления горной массы

t_p = (2.1.6)

где V_р - объём горной массы, отрабатываемой с одной стоянки (м³)

V_p = (2.1.7)

где А - ширина забоя = R_ч /2 (м)

Н - высота вскрышного уступа = 29 (м)

L - длина отрабатываемого блока с одной стоянки = R_ч /3 (м)

t_п = (2.1.8)

где U_пер - скорость передвижения (км/ч)

t_п = 33/80 = 0,4125 ч=24,75 мин

V_p = 49,5*35*33= 571785 м³

t_p = 5717,5/900 = 63,5

К_э = 0,9*1,35 = 0,67

Q_тех = = 1200 м³/ч

Определяю эксплуатационную производительность (м³/смен).

Q_э = , м³/см (2.1.9)

где К_ис - коэффициент использования сменного времени экскаватора при работе во внутренний отвал = (0,8-0,9)

Т - продолжительность смены (ч) (12)

Q_э = 1200*0,8*12 = 11520 м³/смен

Определяю годовую производительность драглайна (м³/г):

Q_г = (2.1.10)

где Т_г - число рабочих смен в год (смен)

Т_г = n,см (2.1.11)

где N_р - количество смен в сутки = (2)

n - количество рабочих дней в году = (220)

Т_г = 2*220=440 смен

Q_г = 11520*440 = 5068800 м³/г

Расчёт производительности добычного экскаватора ЭКГ 5У

Определяю теоретическую производительность (м³/ч).

Q_теор = (2.1.12)

где V - ёмкость ковша (м³)

t_ц - время рабочего цикла (с)

Q_теор = 3600*5/30 = 600 м³/ч

Определяю техническую производительность (м³/ч).

Q_тех = (2.1.14)

где t_п - время непрерывной работы на одном месте (ч)

t_р - время передвижки экскаватора на новое место ра - боты (ч)

К_э - коэффициент экскавации

К_э = (2.1.15)

где К_н - коэффициент наполнения ковша

К_р - коэффициент разрыхления горной массы

t_p = (2.1.17)

где V_р - объём горной массы, отрабатываемой с одной стоянки (м³)

V_p = (2.1.18)

где Ш - ширина забоя (м)

Н_у - высота добычного уступа = 14,7 (м)

L - длина отрабатываемого блока с одной стоянки = R_ч /3 (м)

t_п =

где U_пер - скорость передвижения (км/ч)

t_п = 8/420= 0,019 ч

V_p = 11,8*14,7*8= 1387,6 м³

t_p = 1387,6/600 = 2,31 ч

К_э = 1,05/1,15 = 0,91

Q_тех = = 496,5 м³/ч

Определяю эксплуатационную производительность (м³/смен).

Q_э = м³/см (2.1.19)

где К_ис - коэффициент использования сменного времени экскаватора при погрузке в автотранспорт = 0,5-0,6

Т - продолжительность смены (ч)

Q_э = 496,5*,5*12 = 2979 м³/смен

Определяю годовую производительность мехлопаты (м³/г).

Q_г = м³/год (2.1.20)

где Т_г - число рабочих смен в год (смен)

Т_г = ,см (2.1.21)

где n - число рабочих дней в году = (220)

N_h - количество смен в сутки = (2)

Т_г = 2*220=440 смен

Q_г = 2979*440 = 1310760 м³/г

2.1.2 Определение числа рабочих экскаваторов

Вскрышного экскаватора

Годовой объём вскрыши составляет 3900000 м³.

Определяю количество рабочих вскрышных экскаваторов (шт).

N_р = (2.1.22)

где Q - годовой объём разреза по вскрыши (м³)

Q_г - годовая производительность вскрышного экскаватора

N_р = 4700000/5068800 = 0,93 шт

Определяю инвентарный парк вскрышных экскаваторов (шт).

N_инв = (2.1.23)

где К_рез - коэффициент резерва = 1,2

N_инв = 0,93*1,2 = 1.11 шт

Из расчётов видно, что на вскрышных работах я использую один экскаватор типа драглайн ЭШ 25/100.

Техническая характеристика шагающего экскаватора ЭШ 25/100 представлена в таблице №2.1.1

Таблица 2.1.1 Техническая характеристика вскрышного экскаватора ЭШ 25/100

Показатели	Параметры
Ёмкость ковша (т/м3)	25
Максимальный R разгрузки (м)	99
Максимальная H разгрузки (м)	52
Максимальная глубина черпанья (м)	50
Диаметр базы (м)	18
Скорость передвижения (км/ч)	0,08
Длина опорных башмаков (м)	14
Ширина опорных башмаков	0,163
Среднее давление на грунт (мПа)	0,163
Мощность сетевого двигателя (кВт)	2500
Продолжительность цикла (с)	60
Масса экскаватора (т)	1900

Добычного экскаватора

Годовой объём добычи составляет 1223880 м³.

Определяю количество рабочих добычных экскаваторов (шт).

N_p = (2.1.24)

где Q - объём по добыче (м³)

Q_г - годовой объём добычного экскаватора (м³)

N_p = 1223880/1354848 = 0,90 шт

Определяю инвентарный парк добычных экскаваторов (шт).

N_инв = (2.1.25)

где К_рез - коэффициент резерва = 1,2

N_инв = 0,981,2 = 1.08 шт

Из расчётов видно, что на добычных работах я использую один экскаватор типа мех. лопата ЭКГ 5У.

Техническая характеристика механической лопаты экскаватора ЭКГ 5У представлена в таблице №2.1.2.

Таблица 2.1.2 Техническая характеристика добычного экскаватора ЭКГ-5У

Показатели	Параметры
Ёмкость ковша (т/м3)	5
Максимальный R черпанья (м)	23.7
Максимальный R разгрузки (м)	22.1
Максимальная Н черпания (м)	22.2
Максимальная H разгрузки (м)	17.5
Длинна гусеничного хода	7,95-8,23
Скорость передвижения (км/ч)	0,42
Среднее давление на грунт (мПа)	0,211
Мощность сетевого двигателя (кВт)	630
Продолжительность цикла (с)	30
Масса экскаватора (т)	386
Высота напорного вала (м)	14,6
Длина стрелы (м)	16
Длина рукояти (м)	14
Ширина гусениц (м)

2.1.3 Выбор и расчёт производительности буровых станков

Для вскрышных пород мощностью H=37 м и коэффициентом крепости f = 7 я принимаю станок шарошечного бурения 2СБШ-200Н (глубина бурения - 40 м).

Определяю сменную производительность (м/смен).

L_см = (2.25)

где Т_см - продолжительность смены (мин)

з - коэффициент использования бурового станка в смену = 0,6-0,7

Т_пз - продолжительность подготовительно заключительных операций (30-40 мин)

U_бур - техническая скорость бурения (м/ч)

t₁ - продолжительность наращивания и разборки одной штанги = 1-2 мин

t₂ - время приработки долота к забою = 0,5-1 мин

Д t - удельный расход шарошечного долота на 1 м = 0,02-0,03 м

Д t_d - продолжительность работы долота (0,003-0,005 мин)

L_см = = 414 м/смен

Определяю годовую производительность бурового станка (м/г).

L_год = (2.26)

где n - количество смен в сутки (2)

N_р - количество рабочих дней в году = 220

L_год = 414*2*220 = 182160 м/г

2.1.4 Расчёт количества буровых станков

Определяю необходимую производительность буровых станков (м).

L = ,м (2.27)

где Q - объём горной массы вскрышных пород (м³)

q - выход горной массы содного погонного метра скважены (м³/м) ( 40-50 м)

L = 4700000/40 = 117500 м

Определяю количество рабочих буровых станков (шт).

N_p = (2.28)

N_p = 117500/182160 = 0.645 шт

Определяю количество инвентарных буровых станков (шт).

N_инв = (2.29)

где К_p - коэффициент резерва = 1,2

N_инв = 0,645*1,2 = 0,77 ? 1 шт

Из расчётов видно, что на буровых работах я применяю один станок шарошечного бурения 2СБШ-200Н. Техническая характеристика бурового станка 2СБШ-200Н представлено в таблице №2.1.3.

Таблица 2.1.3

Показатели	Параметры
Диаметр долота (мм)	215,9
Глубина скважины (м)	40
Направление бурения к вертикали (о)	0,15-30
Осевое усилие (кН)	250
Скорость подачи (м/с)	0,025
Частота вращения долота (с -1)	0,2-4
Мощность электродвигателя (кВт)	350
Скорость передвижения (км/ч)	0,6
Длинна штанги/ход непрерывной подачи (м)	8/1
Масса бурового станка (Т)	55

3. Расчёт основных параметров горных машин

3.1 Расчёт загрузки привода вращателя бурового станка

Определяю мощность привода вращателя бурового станка (кВт).

N_вр = (3.1)

где N_зад - мощность затрачиваемая на преодоление сопротивления вращающего шарошечного долота от разрушения породы набегающими гранями зубьев (кВт)

N_п - мощность затрачиваемая на вертикальные перемещения привода вращателя (кВт)

К_з - коэффициент учитывающий проскальзывание шарошек по забою = 1,15-1,25

?_шд - КПД шарошечного долота = 0,8-0,9

?_р - КПД редуктора = 0,8-0,9

N_зат = ,кВт (3.2)

где М - момент сопротивления вращения от скалывания породы набегающими гранями зубьев долота (Н м)

n - скорость вращения бурового става (об/мин)

М = , Н*м (3.3)

где Р_ск - сопротивление скалыванию (мПа/мм²)

Д - диаметр шарошечного долота (мм)

Р_ск = (3.4)

где S _ск - площадь поверхности скалывания (мм²)

д_ск - сопротивление по скалыванию (мПа)

S _ск = ,мм² (3.5)

где h - глубина заходки зубьев шарошечного долота (мм) = 8-10

К - коэффициент, учитывающий передаточное число шарошечного долота = 1,15-1,25

cosв - угол установки шарошки относительно корпуса шарошечного долота = 45^о-55^о

S_ск = == 1418,7 мм²

Р_ск = 1418,7*23= 32630,1 мПа/мм²

М = = 1761209,6 Нм

N_зад = = 54 кВт

N_п = (3.6)

где А_n - действительная работа, затрачиваемая на подъ ём бурового става (Дж)

n_n - количество подъёмов бурового става (шт)

А_n = (3.7)

где Р_бс - сила тяжести БС (Н)

д_ст - сила тяжести бурового става (Н)

r_ш - радиус шарошки (мм)

Z - число зубьев шарошки затылочной части (13 шт)

Q - угол смещения шарошек относительно друг друга = 120⁰

К - коэффициент, учитывающий уменьшение высоты подъёма от оси шарошки в связи с внедрением зубьев в породу = 0,85-0,9

n_n = (3.8)

где n - число шарошек = 3

d_ш - диаметр одной шарошки = 12,5 см

n_n = (215,9*3*15)/100= 97,2 шт

А_n = = 1873162 Дж

N_n = 1873,162*97,2/61200= 2,9 кВт

N_вр = = 77 кВт

3.2 Расчёт загрузки приводов основных механизмов экскаватора

3.2.1 Вскрышного экскаватора

Определяю силу подъёмной лебёдки (Н).

N_пл = ,H (3.10)

где G_к+п - вес ковша с породой (Н)

G_к = Е/4=25/4=6,25(т)=62500 Н

G_п = Е * г=25*2=500000

Где y-плотность породы (2 т\м)

N_пл = 1,5*562500 = 843750 Н

Определяю мощность двигателя подъёмной лебёдки (кВт)

Р_пл = (3.11)

где з_пл - КПД подъёмной лебёдки = 0,8-0,9

U_пл - скорость подъёмной лебёдки = 0,8-0,9 м/с

Р_пл = = 1898 кВт

Определяю мощность двигателя подъёмной лебёдки с грузом (кВт).

Р^/_пл = , кВт (3.12)

Р^/_пл = = 1266 кВт

Определяю мощность двигателя подъёмной лебётки без груза (кВт).

Р^//_пл = (3.13)

Р^//_пл = = 155 кВт

Определяю среднюю мощность двигателей подъёмной лебётки (кВт).

Р_{пл. ср.} = (3.14)

где t_отр - время отрыва ковша от забоя (с)

t_к - время копания = 30% от t_ц

t_п - время поворота платформы на разгрузку и возвращение в забой = 60% от t_ц

Р_{пл. с} = = 663 кВт

Определяю силы тяговой лебётки (Н).

N_тд = (3.15)

где N_д - сопротивления породы копанию

б_отр -угол отрыва ковша от забоя (45⁰-50⁰)

с_тр - коэффициент трения ковша = (0,4-05)

Определяю сопротивление породы к копанию

N_д = (3.16)

где К_F - сопротивления копанию драглайном (МПа)

Е - вместимость ковша драглайна

К_вол - отношение объёма призмы волочения к объёму ковша (0.2-0.3)

L_д - длина ковша драглайна (м)

К_Р - коэффициент разрыхления породы

К_пут - отношение пути наполнения ковша к длине ковша

N_д = = 98765 Н

N_тд = = 429515 Н

Определяю мощность к копанию

Р_тд =

где U_nл=2-3 м|c

Р_тд ==1610 кВт

Определяю силу тяговой лебедке при подъеме груженого ковша

N^/_тд = ,Н (3.17)

Где т_к+п-масса ковша с породой (т)

щ²_вп - угловая частота вращения платформы rad|cек (0,12-0,14)

R_р - радиус разгрузки

N^/_тд == 173561 Н

Определяю мощность двигателя тяговой лебётки с груженным ковшом (кВт).

Р^/_тд = (3.19)

Р^/_тд = = 477 кВт

Определяю средне взвешенную мощность двигателя тяговой лебедке

Р_{тд (ср)} = (3.20)

Р_{тд (ср)} = = 1270 кВт

3.2.2 Добычного экскаватора

Определяю силу подъёма при загрузки ковша (Н).

N_пл = (3.21)

где N_д-косательная сила сопротивления ПИ

L₁ - длина рукояти и ковша (м)

L_к - длина рукояти и Ѕ ковша (м)

L_р - Ѕ рукояти (м)

L_n - длина рукояти

G_р - вес ковша с породой и рукоятью

G_к+п-вес ковша с породой

G_k=Е/5=1

G_п==7

N_д = , Н (3.22)

где К_F -коэфициент сопротивление копанию ковшом(280-300)

Н_нв - высота напорного вала (м)

N _д= = 71,Н

N_пл == 880000 Н

Определяю мощность двигателя подъёма лебедки при копании (кВт).

Р_пл = (3.23)

U_пл=08м/с, для напорной лебедки (05м/с)

Р_пл = = 880 кВт

Определяю усилие и мощность подъемной лебедке при повороте ковша на разгрузку (Н).

N^/_пл = (3.24)

Р^/_пл = (3.25)

N^/_пл = =460000 Н

Р^/_пл = *10^-3 =46 кВт

Определяю усилие и мощность подъемной лебедке при повороте ковша в забой (Н).

N^//_пл = (3.26)

Р^//_пл = (3.27)

N^//_пл = = 151400 Н

Р^//_пл = = 167 кВт

Определяю средневзвешанную мощность двигателя подемной лебедке (кВт).

Р_{пл (ср)} = (3.28)

Р_{пл (ср)} = = 202 кВт

Определяю усилие и мощность двигателя механизма напора в отдельные периоды работы экскаватора в течении одного цикла (Н и кВт).

N_нл = (3.29)

N_нл = 0,5*71 = 36 Н

P_нл = (3.30)

Р_нл = 36*0,5/0,8= 0,0225 Н

Определяю поворот гружённого ковша на разгрузку (Н и кВт).

N^/_нл = (3.31)

N^/_нл = = 113500 Н

Р^/_нл = (3.32)

Р^/_нл = = 21,3 кВт

Определяю поворот порожнего ковша на разгрузку (Н и кВт).

N^//_нл = (3.33)

N^//_нл = 1+1,4= 24000 Н

Р^//_нл = (3.34)

Р^//_нл = 24000*0,5/0,8= 15 кВт

Определяю средневзвешанную мощность двигателя механизма напора (кВт).

Р_{нл (ср)} = (3.35)

Р_{нл (ср)} = = 201 кВт

3.2.3 Расчёт ходового оборудования

Гусеничное ходовое оборудование

Определяю потребляемую мощность двигателей ходового механизма (кВт).

Р_х = ,кВт (3.36)

где S_m - сила сопротивления перемещения экскаватора (Н)

U_x - скорость хода экскаватора (м/с)

з^-1_х - КПД ходового оборудования = 0,8-0,9

S_m = (3.37)

где S₁ - сила внутреннего сопротивления перекатывания колёс и катков (Н)

S₂ - сила сопротивления при движении экскаватора (Н)

S₃ - инерционное сопротивление при трогании экскаватора с места (Н)

S₄ - сила сопротивления от ветра, действующего в направлении против движения (Н)

S₅ - сила сопротивления пе6рекатывания гусениц, возникающее в следствии смятия породы (Н)

S₆ - сила сопротивления при повороте экскаватора (Н) = 0

S₁ = (3.38)

где G - вес экскаватора (Н)

f₁ - коэффициент сопротивления качению катков на подшипниках (скольжение = 0,7; качения = 0,5)

S₂ = (3.39)

где ц - угол подъёма пути (^о)

S₃ = (3.40)

S₄ = (3.41)

S₅ = (3.42)

где Р_max² - расчётное давление на грунт (Па)

в - ширина гусеницы (м)

n - число гусениц

Р_о - допустимое давление экскаватора на грунт (Па) = 980000

S₁ = 3360000*0,5= 168*10⁴ Н

S₂ = 3360000*0,03= 11,7*10⁴ Н

S₃ = 0,02*3360000= 6,72*10⁴ Н

S₄ = 5*10= 50 Н

S₅ = =14000000 Н

S_m== 15864850*10⁴

Р_х= 158*0,12/8= 238 кВт

Шагающее ходовое оборудование

Определяю работу, расходуемую на подъём при шагании (Дж).

А₁= (3.43)

где К - коэффициент, показывающий какая часть веса экскаватора передаётся на опорные башмаки при шагани = 0,75-0,8

G - вес экскаватора (Н)

h - высота подъёма центра тяжести экскаватора = 0,6-0,7

А₁= 0,75*19000000*0,6= 8550000 Дж

Определяю работу, расходуемую на преодаление сил трения базы эксковатора о породу и преодаление подъёма пути при шагании (Дж).

А₂ = (3.44)

где L_ш - длина шага (м) = мех.-1,8; гидро.-2

м_тр - коэффициент трения базы о породу = 0,1

А₂ = = 1273000 Дж

Определяю мощность привода шагающего оборудования (кВт).

Р_хш = (3.45)

где Т - длительность одного шага (с)

з_ш - КПД механизма шагания

Т = 3600/40 = 90 с

Р_хш = 10^-3 = 545 кВт

4. Организация работ и эффективность решения

Режим работы разреза «Черемховский» круглогодовой с количеством рабочих дней составляет 290, за вычетом праздничных, актированных дней и дней простоя на техническом обслуживании и ремонте. Продолжительность смены 12 часов, количество смен в сутки 2.

Инженерно-технические работники и администрация разреза, а также вспомогательные службы работают по пяти дневной рабочей недели, продолжительность смены 8 часов. График выходов бригад экскаваторов, БС и бульдозеров с продолжительностью смены 12 часов.

Более эффективную организацию работ на «Черемховском» разрезе применять не целесообразно, т.к. рабочее оборудование находится в предкретическом состоянии, т.е. изношено на 90-95% и такая организация труда позволяет поддерживать работоспособность оборудования.

5. Организация технического обслуживания и ремонта горного оборудования

В соответствии с положением о техническом обслуживании и ремонте наиболее эффективной системы организации ремонтов оборудования является рациональная централизация ремонтной службы оборудования угольных предприятий ремонтирование как собственными силами так и силами ремонтных предприятий .

Под рациональным уровнем межзаводской централизацией ремонтного производства понимается такое разделение ремонтных работ между производственными и специализированными ремонтными организациями при котором соблюдается следующие требования.

Ремонтные работы выполняют в полном объеме, предусмотренные нормативными документами. Качество ремонтных работ соответствует действиям на предприятии стандартам или нормативным документам.

Обеспечивать без отказанную работу оборудования межремонтном периоде при условии соблюдения эксплуатационным персоналом правил технической эксплуатации. Сократить непроизводственные потери рабочего времени ремонтного персонала организаций.

Капитальные ремонты экскаваторов и буровых станков выполняют как силами сторонних организаций так и силами специальных цехов предприятий, а текущие ремонты силами ремонтного персонала разреза и специализированными цехами предприятия. Ремонтный персонал производственных цехов выполняет межремонтное техническое обслуживания и организационно-техническую подготовку ремонтов, текущие ремонты оборудования, составляют графики проведения ремонта и принимает участие во всех ремонтах проводимых в цехе.

В зависимости от условий эксплуатации и режимов работ оборудования допускается проведения ремонта в пределах нормативного времени периодичности и продолжительности.

Таблица 5

№ подпункта	Тип экскаватора	Наработка на ремонт в объемах млн. кубов горной массы	Полная трудоёмкость человека, час	Продолжительность, сутки
			Ремонт	Техническое обслуживание	Ремонт	Техническое обслуживание
		Капитальный	Средний	Годовой	Капитальный	Средний	Годовой	Планово-предупредительный ремонт (ППР)	Сезонное обслуживание (лето/зима)	Капитальный	Средний	Годовой	Планово-предупредительный ремонт (ППР)	Сезонное обслуживание (лето/зима)
Механическая лопата
2	ЭКГ 5У	6,6	3,3	1,1	9600	3850	2400	385	190	60	28	17	3	3
Драглайн
3	ЭШ 25.100	22,8	11,4	3,4	27400	10900	8200	2000	400	120	50	35	4	4

Литература

1. Р.Ю. Подэрни Горные машины для открытых горных работ. Учебник для вузов 2-е изд., перераб. И доп. - М. :Недра; 1985 - 544 с.

2. Справочник механика открытых работ. Экскавационно-транспортные машины цикличного действия/ Н.И. Щадов, Р.Ю. Подэрни, Е.Н. Улицкий и др. По ред. Н.И. Щадов, Р.Ю. Подэрни. - М.,Недра, 1989 - 374 с. : ил.

3. Д.Е. Махно, Н.И. Страбыкин; В.И. Кисурин. Горные машины и комплексы: Краткий курс лекции - Иркутск: ИрГТУ, 1999 - 125 с.

4. Н.И. Страбыкин, Д.Е. Махно, В.И. Кисурин. Горные машины и комплексы: Краткий курс лекции - Иркутск: ИрГТУ,1996 - 224 с.

5. Ремонт карьерных экскаваторов: Справочник/ Е.М. Титиевский, И.Е. Щербань, Ю.Ш. Гохберг, С.В.Субботин. - М: Недра, 1992 - 238 с.

6. Н.И. Страбыкин, Е.В. Чудогашев, Б.Н. Корякин Выбор и расчет одноковшовых экскаваторов: Учеб. Пособие. - Иркутск: ИПИ, 1987 - 52 с.

7. Горные машины. Методические указания по выполнению курсового проекта. Составители Н.И. Страбыкин, Д.Е. Махно, Л.М. Щербакова. - Иркутск: Изд-во ИрГТУ - 2002-15 с.

8. В.А. Бритарев, В.Ф. Замышляев. Горные машины и комплексы. Учебное пособие для техникумов. - М.: Недра, 1984, 228 с.

9. Р.Ю. Подерни. Горные машины и комплексы для открытых горных работ. 3 - е изд., 1 том - М.: Издательство МГТУ, 1998г. - 442с.

10. Р.Ю. Подерни. Горные машины и комплексы для открытых горных работ. 3 - е изд., 2 том - М.: Издательство МГТУ, 1998г. - 332с.

11. Журнал «Уголь» ,2004, с. 20

Размещено на Allbest.ru