Процессы открытых горных работ

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:

ЭКГ-6,3ус

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 ШГипрорудаШ 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 + bЎP(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 ЎPV_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 ф 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:

_Д=•₀•(0,73-0,27•cos(2ЎP)),

=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 = 0,5ЎP(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 + l₂

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 =57ЎP5=285 ед

Расход ДШ на блок:

l_дш = N_с·l_дi +2ЎPl_ш ,

l_дш=285ЎP15,4 + 2ЎP3093 =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_сЎPn_ш,

N_ш=285ЎP1=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 2,5М10 -²МP₀Мn₀/(П_бМd_д²),

V_б 2,5М10 -²М225М2,0/(11,69М0,269²)=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_бМN_{р. см},)

Q_бг =46М595=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.

Транспортирование горной массы

Показатель трудности транспортирования породы:

П_т = 0,6·+ 5·d_ср·(1+0,01_сдв)+20·W·n·B·C,

П_т = 0,6·2,6+5·0,4·(1+0,01·300) = 9,56

Где - плотность пород, т/м³;

d_ср - средний размер кусков в транспортном сосуде, м ;

_сдв - сопротивление сдвигу в образце, кгс/см³;

W - влажность пород;

n - содержание глинистых частиц в породе;

В - коэффициент учитывающий продолжительность транспортирования породы;

С - коэффициент влияния низких температур;

По показателю трудности транспортирования породы П_т=6,9, относится 5 классу (6< П_т<8) - весьма труднотранспортируемые.

Количество ковшей породы загружаемого в кузов думпкара:

,

ЭКГ-6,3ус: ,

ЭКГ-8И: ,

где q - грузоподъемность транспортного средства, т;

К_р - коэффициент разрыхления породы в ковше;

К_н - коэффициент наполнения ковша породой ;

Е - емкость ковша экскаватора, м³ .

Фактическая грузоподъемность транспортного средства:

,

ЭКГ-6,3ус: т

ЭКГ-8И: т

Коэффициент использования грузоподъемности:

К = q_ф / q,

При ЭКГ-6,3ус: К = 109,7/105=1,04

При ЭКГ-8И: К = 119,4/105=1,14

Полезная масса поезда:

,

т

где Q_сц - сцепной вес локомотива,т;

_дв - коэффициент сцепления;

g - ускорение свободного падения,м/с²;

i_p - руководящий подъем, тыс;

'_о - основное удельное сопротивление движению локомотива, н/т;

щ"_о - основное удельное сопротивление движению вагонов, н/т;

К_т - коэффициент тары вагона;

V_ч - часовая скорость локомотива, км/ч.

₀^'=28+0,8·V_ч

₀^'=28+0,8·28,7=51

₀^''=36+0,4·V_ч,

₀^''=36+0,4·28,7=47,5

Число вагонов в составе;

,

ЭКГ-6,3ус: ед принимаем 7 вагонов

ЭКГ-8И: ед принимаем 6 вагонов

Вычислим отношение паспортной грузоподъемности вагона к вместимости его кузова;

г > q / V,

2,5 > 105/48,5

2,6 > 2,16

Условие выполнилось.

Время погрузки одного состава:

,

ЭКГ-6,3ус: мин

ЭКГ-8И: мин

где К_нв - коэффициент наполнения кузова;

К_рв - коэффициент разрыхления в кузове транспорта;

К_пс - коэффициент, учитывающий подвижки поезда при погрузке;

Q_э - часовая производительность экскаватора, м³.

Протяженность путей : стационарных - 3,5 км., передвижных - 1,5 км.

Среднее время движения в груженном и порожнем направлении,.

,

мин

где l - длина транспортирования , км ;

V - скорость движения на соответствующем участке, км/ч;

Время оборота одного состава:

Т_об = t_п + t_дв +n_в t_р + t_з

ЭКГ-6,3ус: Т_об= 84+29+7*2,5+20=150,5 мин

ЭКГ-8И: Т_об= 67+29+6*2,5+20=131 мин

где t_р - время разгрузки, мин;

t_з - время на задержки и маневры, мин.

Сменная эксплуатационная производительность транспорта:

,

ЭКГ-6,3ус: Q_т т/см

ЭКГ-8И: Q_т т/см

где К_и - коэффициент использования;

К_п - коэффициент трудности транспортирования пород,

К_кл - коэффициент, учитывающий климатические условия.

Инвентарный парк локомотивов и вагонов:

; ;

ЭКГ-6,3ус: N_илед.

N_ив= 13*7=91 ед. ЭКГ-8И: N_ил ед.

N_ив= 12*6=72 ед.

где А_гм - производительность карьера по горной массе, т;

N_р - число рабочих дней в году, сут.;

n_см - число смен в сутки, ед.

К_ил и К_ив - коэффициент резерва локомотивов и вагонов;

Пропускная и провозная способность транспортных коммуникаций

Длина поезда:

,

ЭКГ-6,3ус: l_п км

ЭКГ-8И:l_п = 0,0138+6*0,015 = 0,104 км где l_лк - длина локомотива ,км;

l_в - длина думпкара ,км;

Минимальное расстояние между поездами:

,

ЭКГ-6,3ус: l_дmin км

ЭКГ-8И: l_дmin км

где l_бу - длина блок участка;

l_р - резервное расстояние;

Пропускная способность ограничивающего перегона:

,

ЭКГ-6,3ус: N=60*7/3=140 ед/см

ЭКГ-8И: N=60*7/2,8=150 ед/см

где J - интервал времени между поездами:

,

ЭКГ-6,3ус: мин

ЭКГ-8И: мин

Расчетная пропускная способность съезда:

, (5.15)

ЭКГ-6,3ус: N_расч=140*0,8=112 ед

ЭКГ-8И:N_расч=150*0,8= 120 ед

где K_рез - коэффициент резерва;

Провозная способность капитальной траншеи:

,

ЭКГ-6,3ус: М=112*729,6=81715,2 т/см

ЭКГ-8И:М=120*729,6=87552 т/см

Необходимый сменный грузооборот карьера:

т/см (5.17)

Расчет затрат времени на перемещение железнодорожных путей в блоке

Ширина экскаваторной заходки:

ЭКГ-6,3ус: А_э=29,7 м

ЭКГ-8И: А_э=27,6 м

Количество проходов экскаватора по развалу;

ЭКГ-8:t=2, ед.

ЭКГ-10: t=2, ед

Шаг передвижки более 15 метров ,применим стреловые краны на ж/д ходу , грузоподъемностью

25-35 тонн. Для планировки земляного полотна примем бульдозер Д-572 С.

Времени на планировку трассы:

,

см

где П_пл-сменная производительность оборудования, м;

Время необходимое для освобождения пути от горной массы:

,

см,

где П_о - затраты времени на освобождение рельсо-шпальной решетки от горной массы;

N_зв - состав звена, чел;

Затраты времени на разборку стрелочных переводов;

,

см

где n_пер - количество стрелочных переводов ,ед.;

П_рс - норма выработки на разборку стрелочных переводов ,1/чел.·см. ;

Затраты времени на перемещение стрелочных переводов;

,

см

где П_ус - производительность механизма на переукладке перевода, ед/см;

Время, затрачиваемое на соединение стыков:

, см

где П_с - норма выработки на соединение стыков ,ед/чел·см;

Время, затрачиваемое на снятие и укладку пути на новую трассу;

,

см

где П_с-сменная производительность переукладчика, м/см;

Затраты времени на послеукладочный ремонт путей;

,

см

где П_пр-норма выработки на послеукладочный ремонт путей, м/чел·см;

Общие затраты времени на перемещение ж/д путей в блоке;

,

см

Отвалообразование

Применяем экскаваторное отвалообразование.

Количество составов подаваемых на отвал за смену:

,

ЭКГ-6,3ус: , принимаем 13 ед.

ЭКГ-8И: , принимаем 15 ед.

где f-коэффициент, неравномерности работы транспорта;

L_от-длина отвального тупика, км;

t_р-время разгрузки одного вагона, ч;

ф-время на связь, ч;

Приемная способность тупика по транспортным возможностям:

,

ЭКГ-6,3ус: м³

ЭКГ-8И: м³

где V_ф-фактическая вместимость кузова думпкара, м³;

Шаг перемещения ж/д путей:

м

где R_p-максимальный радиус разгрузки экскаватора, м;

R_ч-максимальный радиус черпания экскаватора, м ;

l_б-длина приемного бункера, м;

Приемная способность отвального тупика между переукладками:

,

м³

где Н_о-высота отвала, м ;

К_ро-коэффициент остаточного разрыхления породы в отвале;

Продолжительность работы тупика между переукладками:

ЭКГ-6,3ус: см

ЭКГ-8И: см

Необходимое количество отвальных тупиков:

,

ЭКГ-6,3ус: , примем 1 тупик

ЭКГ-8И: , примем 1 тупик

где К_в - доля вскрышных пород в годовом объеме горной массы;

К_рез - коэффициент , учитывающий резервные тупики;

t_пер - общие затраты времени на перемещение отвального тупика, см:

Общие затраты времени на перемещение ж/д путей в блоке:

,

см

Времени на планировку трассы:

,

см

где П_пл - сменная производительность оборудования, м;

Время необходимое для освобождения пути от горной массы:

,

см

где П_о-затраты времени на освобождение рельсо-шпальной решетки от горной массы;

N_зв-состав звена, чел.;

Затраты времени на разборку стрелочных переводов:

,

см

где n_пер-количество стрелочных переводов ,ед.;

П_рс-норма выработки на разборку стрелочных переводов, 1/чел.см;

Затраты времени на перемещение стрелочных переводов:

,

где П_ус- производительность механизма на переукладке перевода, ед/см;

Время, затрачиваемое на соединение стыков:

,

см

где П_с-норма выработки на соединение стыков, ед/чел.см;

Затраты времени на послеукладочный ремонт путей:

см

где П_пр- норма выработки на послеукладочный ремонт путей, м/чел.см;

Инвентарный парк отвальных экскаваторов:

, принимаем 1 ед.

Высота верхнего под уступа:

,

м

где h₃ - превышение вновь отсыпаемого уступа над старым , м;

м

h₄ - высота отвального забоя, м;

Паспорт экскаваторного отвала изображен на рис.6.1

Экономическая оценка вариантов

Единовременные вложения на приобретение, доставку, монтаж оборудования, включая затраты на кабель и комплект запасных частей:

,

где Бс - балансовая стоимость оборудования, тыс.руб.

ЭКГ-6,3ус: тыс.руб.

Транспорт:

Затраты на приобретение, доставку и монтаж:

ЭКГ-8И: тыс.руб.

Транспорт:

Затраты на приобретение, доставку и монтаж:

Стоимость строительства ж/д путей:

;

где ,-стоимость строительства 1км стационарных железнодорожных путей в карьере и на поверхности, тыс.руб

,-протяженность стационарных путей в карьере и на поверхности, км

-стоимость строительства 1км передвижных ж/д путей в карьере, тыс.руб

-протяженность передвижных ж/д путей в карьере, км

-количество отвальных тупиков, ед

-длина отвального тупика, км

Стоимость строительства контактной сети:

где -стоимость строительства постоянной контактной сети на 1км ж/д пути, тыс. руб.

-стоимость строительства передвижной контактной сети на 1км ж/д пути, тыс. руб.

Общие затраты на железную дорогу К=146305,5 тыс. руб.

Парк оборудования, занятого на планировке и перемещении путей:

; ;

принимаем 1 бульдозер

принимаем 1 кран

где -парк бульдозеров, ед;

=1,4-коэффициент, учитывающий количество бульдозеров, находящихся в ремонте;

-количество рабочих дней карьера в течении года, ед;

=1-количество рабочих смен планировочного и путепереукладочного оборудования в течении суток, ед;

-сменная производительность оборудования на планировке трассы, м;

=1,33-коэффициент резерва кранового оборудования;

-сменная производительность оборудования на перемещении ж/д путей, м.

Бульдозер Д-572:

Ж/Д кран:

ЭКГ-8И(отвал): тыс.руб.

Бур.станки:

Выручка от реализации полезного ископаемого:

,

тыс.руб.

где Цо - оптовая цена 1т полезного ископаемого, руб

Ар - годовая производительность карьера по руде, т

Эксплуатационные расходы на добычу полезного ископаемого:

;

Эксплутационные расходы на производство вскрышных работ:

,

ЭКГ-6,3ус: тыс.руб.

ЭКГ-8И: тыс.руб.

где Смб - стоимость машиносмены экскаватора, руб

Амортизационные отчисления на реновацию оборудования:

,

ЭКГ-6,3ус: ,

ЭКГ-8И: ,

где n_рсн - норма реновации, %

Таблица 7.1 Расчёт чистой прибыли, тыс.руб

Наименование позиции	Вариант 1	Вариант 2
	ЭКГ-6,3ус	ЭКГ-8И
1. Выручка от реализации полезного ископаемого	2000000	2000000
2.эксплуатационные расходы на добычу полезного ископаемого	1500000	1500000
3. Эксплутационные расходы на производство вскрышных работ	18090	14400
4. Прочие эксплутационные расходы (20% от суммы по строке 2 и 3)	303618	302880
5. Маржинальная прибыль (1-2-3-4)	178292	182720
6. Накладные расходы и плановые накоп. (20% от итога на строке 5)	35658,4	36544
7. Прибыль от операций (5-6)	142633,6	146176
8. Амортизационные отчисления на реновацию оборудования	120554,5	71396,6
9. Балансовая прибыль (7+8)	263188,1	217572,6
10. Налог на прибыль (25%)	65797	54393,1
11. Чистая прибыль (8-9)	197391,1	163179

Простая норма прибыли:

ЭКГ-6,3ус: руб

ЭКГ-8И: руб

Срок окупаемости:

ЭКГ-6,3ус: лет

ЭКГ-8И: лет

Проведя расчеты и сопоставив полученные значения простой нормы прибыли и срока окупаемости, выбираем комплекс оборудования с использованием экскаватора ЭКГ-8И.

Технологический график работ на уступе

Расчет производиться для варианта ЭКГ-8.

Площадь поперечного сечения развала:

, м²

где К_р.с- средневзвешенный коэффициент разрыхления пород при взрыве.

W- линия сопротивления по подошве, м.

b- расстояние между рядами скважин, м.

n_р- число рядов скважин, ед.

h- высота уступа, м.

Сменное подвигание забоя по каждой заходке:

,

,

,

где S_i- площадь поперечного сечения i- ой заходке, м².

Q_э.с- сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м³.

Затраты времени отработку первой заходки:

,

см

см

где L_б.в- длина взрывного блока, м

К_оэ- для отработанной части заходки к началу планируемого периода, м.

Время на перегон экскаватора к началу заходки:

,

,

где V_э- скорость передвижения экскаватора, м/ч.

К_п.п- (0,6ч0,7) коэффициент, учитывающий потери времени в связи с необходимостью переключения машин к источникам электроснабжения.

Продолжительность бурения скважин в оставшейся части второго блока:

,

см

где К_об- доля обуренной части блока к началу периода планирования.

ц- выход горной массы м³/м.

П_б.с- сменная производительность бурового станка, м.

Затраты времени на зарядку и забойку скважин:

,

см

,

см

где Q_в.б и Q_з.б- расход ВВ (кг.) и забоечного материала (м³) на блок.

П_з.м и П_заб.м- сменная производительность зарядной (кг.) и забоечной (м³) машин.

N_з.м и N_заб.м- количество зарядных и забоечных машин, используемых в блоке (обычно N_з.м = N_заб.м= 1), ед.

Затраты времени на монтаж взрывной сети:

,

см

где N_вм - норма времени на монтаж сети из 100 зарядов, чел.ч.;

F - количество взрывников.

Время необходимое на проверку сети:

,

см

где N_сер - количество серий заряда, ед;

N_вв - норма времени на производство взрыва, чел.ч.;

N_зам - расход РП - 8 на блок;

N_вз - норма времени на установку 100 РП - 8 , чел.ч.

Затраты времени на производство всего комплекса взрывных работ:

Т_вв = (Т_з + Т_заб)·К₁ + Т_м + Т_в + Т_пр

Т_вв = (4,3+3,5)·0,9 +0,7+1,7+0,2=9,6 см

где К₁ - коэффициент совмещения зарядки и забойки скважины;

Т_пр - время, необходимое для проветривания блока.

Время необходимое для отгона экскаватора:

,

см

где r_раз- радиус разлета кусков породы.

Время необходимое для отгона бурового станка:

,

где V_б- скорость передвижения бурового станка.

Технологический график организации работ на уступе изображен на рисунке 8.1

Техника безопасности проведения горных работ

Основные мероприятия, обеспечивающие безопасность взрывных работ:

Перед началом заряжания на границах опасных зон должны быть выставлены посты, обеспечивающие ее охрану.

Люди не занятые заряжанием должны быть выведены из опасной зоны лицом технического надзора или помощником мастера.

Должны подаваться звуковые сигналы: предупредительный, боевой, отбой.

Запрещается подача звуковых сигналов голосом, а также с применением взрывчатых материалов.

Допуск людей к месту взрыва может допускаться лицом технического надзора.

При производстве взрывов в темное время суток дополнительно к звуковым подаются световые сигналы (ракетами).

При обнаружении отказавшего заряда выставляют отличительный знак. Сведения о наличии отказов записывают в специальный журнал. Ликвидацию отказов ведут по указанию лиц технического надзора.

Запрещается закрывать наружный заряд или детонирующий шнур камнями, щебнем.

Запрещается выдёргивать или тянуть детонирующий шнур, а также провода электродетонаторов, введенные в боевики.

Запрещается извлекать соринки из гильзы капсюля-детонатора введением в него каких-либо приспособлений, а также выдуванием.

Запрещается производить взрывные работы при недостаточном освещении в темное время суток.

Допуск людей к месту взрыва после его проведения может разрешаться лицом технического надзора, осуществляющим непосредственно руководство взрывными работами в данной смене, только после того как будет выяснено, что проведение работ в месте взрыва безопасно. При производстве взрывных работ мастером-взрывником допуск рабочих к месту взрыва для последующих работ может разрешаться мастером- взрывником.

Число подготовленных к взрыванию зарядов должно быть таким, какое будет взорвано за один приём.

Запрещается производить взрывные работы во время грозы.

Основные мероприятия по безопасной работе экскаваторов в соответствии с требованиями « Единых правил безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом»:

1. Исправность машины должна проверятся ежесменно машинистом экскаватора, еженедельно механиком участка и ежемесячно механиком карьера. Все результаты проверки должны заноситься в журнал технического оборудования.

2. Находящееся в работе оборудование должно быть в исправном состоянии и снабжено действующем сигнальными устройствами, тормозами.

3. Запрещается производить ручную смазку машин и механизмов в работе.

4. Запрещается использование открытого огня для разогрева масел и воды.

5. Все горные работы должны вестись в соответствии с паспортом утвержденным главным инженером предприятия .

6. Смазочные и обтирочные материалы должны хранится в специальных ящиках.

7. Хранение на горных машинах бензина и других горючих веществ запрещается.

Основные правила безопасности на железнодорожном транспорте.

К управлению локомотивами допускаются лица, сдавшие теоретический и практические испытания на право управления локомотивом.

Право управления локомотивом может быть предоставлено только лицам, имеющим стаж работы в качестве помощника машиниста локомотива на данном предприятии не менее 6 месяцев.

Выгруженные или подготовленные к погрузке грузы должны быть уложены около пути и закреплены так, чтобы габарит приближения строения не нарушался.

Железнодорожные пути в карьерах следует своевременно очищать от просыпи и снега и периодически подвергать инструментальной проверке на соответствие их проектам.

На станциях и постах, где применяется централизованное управление стрелками, очистка последних от снега, породы и др. должна производится автоматически, механизированным способом или вручную двумя способами

Стрелочные переводы ручного обслуживания должны быть оборудованы указателями освещаемыми или неосвещаемыми .

Подвижной состав должен содержатся в исправном состоянии, обеспечивающем его бесперебойную работу и безопасность движения.

Все локомотивы должны быть оборудованы автоматическими и ручными тормозами.

Все локомотивы должны иметь исправно действующие:

а) системы тормозов - не менее двух для тепловозов (ручная и пневматическая) и не менее трех для электровозов;

б) устройства для подачи звуковых сигналов;

в) песочницы;

г) скоростемеры;

д) средства пожаротушения;

е) устройства освещения.

На электрифицированных путях запрещается передвижение кранов с поднятой стрелой.

Забойные железнодорожные пути должны заканчиваться предохранительными упорами, ограждаемыми сигналами, освещаемыми в темное время суток.

Основные требования правил безопасности при отвальных работах:

Работа на отвале производится согласно проекту установленному предприятием.

Если появляются признаки оползневых явлений , все работы на отвалах прекращают до разработки и утверждения, специальных мер безопасности.

На отвалах должны вывешиваться предупредительные знаки об опасном нахождении людей на откосах отвалов, вблизи их основания и в местах разгрузки транспортных средств.

В месте разгрузки думпкаров расстояние от оси железнодорожного пути до бровки должно составлять: для нормальной колеи не менее 1600 мм и для колеи 900 мм не менее 1300мм.

Внешний рельс разгрузочного пути должен иметь превышение по отношению к внутреннему на 100 - 150 мм.

Подача груженых поездов на разгрузочные тупики отвалов должна производится вагонами вперед.

Опрокидывание кузовов думпкаров и возвращение их в транспортное положение после разгрузки должны производится без помощи подставок, шпал, рельсов и т. п.

На время передвижки и ремонта железнодорожных путей участок пути, котором производится эти работы, обязательно ограждается сигналами.

Заключение

В данном курсовом проекте расчитали два варианта модели экскаватора, а также провели расчет по экономическому обоснованию этих вариантов, по результатам которого был выбран наиболее выгодный вариант, так как разница между конкурирующими вариантами составила более 1%, окончательно был выбран более экономически выгодный вариант.

Принята следующая технология производственных процессов: подготовка пород к выемке буровзрывным способом, бурение скважин осуществляем буровым станком СБШ-250-36МН в количестве шести единиц, а также приняли механизированное заряжание и забойку скважин по одной машине на зарядку и забойку. Способ разрушения негабарита с помощью накладных зарядов. Инвентарный парк экскаваторов составил ЭКГ-8 четыре единицы, при этом транспортирование горной массы организовали локомотивами в составе электровозов 26E и думпкаров ВС -105.. Приняли тупиковое экскаваторное отвалообразование с использованием экскаваторов ЭКГ - 8И в количестве одной единицы.

Список литературы

1.Ржевский В.В. Открытые горные работы. Ч.1. Производственные процессы: Учебник для ВУЗов. - М. : Недра, 1985. - 509с.

2.Синьчковский В.Н. Процессы открытых горных работ: методические указания к выполнению курсового проекта для студентов специальности 090500 «Открытые горные работы» / ГАЦМиЗ. Красноярск, 1995. - 16с.

3.Мельников Н.В. Краткий справочник по открытым горным работам. - М. : Недра, 1982. - 414с.

4. Синьчковский В.Н. Практикум по курсу «Процессы открытых горных работ»: Учеб. Пособие

5.Единые правила безопасности при взрывных работах. М.: Государственное унитарное предприятие «Научно-технический центр по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России», 2002.-248 с..

Размещено на Allbest.ru