Разработка открытого месторождения угля на участке №7 разреза "Восточный" Экибастузского каменноугольного бассейна

Экскаватор перегоняется на нижний горизонт в выработанное пространство блока. Отработка целика производится двумя заходками с погрузкой на соединительный конвейер, при отработке второй заходки используется забойный перегружатель BRs(k)-2000.65.

Н1 Н2

Размещено на http://www.allbest.ru/

пласты 1, 2, 3

Рисунок 5.1 - Поперечный контур разреза на n-й год эксплуатации

__________ - при одноуступном фронте

_ _ _ _ _ _ _ - при двухуступном фронте

Поточная технология, применяемая на добыче угля, требует создания технологии по усреднению угля. Для формирования необходимой зольности внутри состава. Такая практика показала, что в результате неравномерного поступления составов под погрузку имеет место значительная недоиспользованная оборудованием производительность горного транспорта. Формирование однородности качества угля многостадийный технологический процесс, состоящий из ряда последовательных операций.

На данный момент разработано несколько технологических схем усреднения угля. Управление качеством добываемого угля начинается при разработке геолого-технологической карты. Оператор центрального диспетчерского пункта, определяет средневзвешенную зольность по забоям. Затем производит настройку конвейеров поверхностного комплекса на необходимый штабель, и дает команду машинистам экскаваторов на начало погрузки.

На поверхностном комплексе по данному варианту предусмотрен комплект машин непрерывного действия германской фирмы ”MAN-ТАКRAF”, состоящий из штабелеукладчика и усреднительно-погрузочной машины.

Принцип работы данного варианта заключается в формировании угольных складов посредством штабелирования в них угольных пачек различной зольности. Объемы этих пачек определяются процентным соотношением их зольности для получения средневзвешенного значения зольности угля отгружаемого в вагоны.

Также необходимо создание пункта перегрузки угольных потоков с магистральных конвейеров на любой из складов.

Объемы складов определяем из производительности разреза и времени на возможное ожидание (задержки) подачи вагонов под погрузку.

Суточная добыча разреза определена в размере 38356,2 тонн, из этого следует, что объем складов необходимо создать вместимостью трехсуточной добычи угля

Vск = Qсут · 3, т(5.14)

Vск = 38356,2 * 3 = 115068,6 т

Определяем необходимое количество складского оборудования УПМ

Nшу = (Qcут раз / Qсут упм) · К,шт(5.15)

Принимаем 2 УПМ и 2 штабелеукладчика, которые будут работать на 2 автономных склада.



5.2 Определение параметров элементов системы разработки на вскрышных работах

Горно-геологические условия залегания пустых пород вскрыши в границах карьерного поля 7 предопределили применение транспортной системы разработки, которая заключается в транспортировании вскрышных пород на внешний отвал.

Большая протяжённость фронта горных работ и расстояния до формируемого внешнего породного отвала позволяет принять на транспортировании пород внешней вскрыши железнодорожный транспорт. В связи с высокой крепостью пород и трудностью экскавируемости пород внешней вскрыши считаю целесообразным применение в качестве выемочно-погрузочного оборудования применение одноковшовых экскаваторов типа механической лопаты.

На отработке вскрышных пород планирую использование одноковшовых экскаваторов следующих марок:

- разработка породных горизонтов контактирующих с кровлей угольного пласта - экскаваторы с удлинённым рабочим оборудованием типа ЭКГ-6,3у с погрузкой выше уровня установки;

- 2 - отработку вскрышных уступов производить экскаватором типа ЭКГ-12ус

Для выбора необходимого числа единиц выемочно-погрузочного оборудования необходимо рассчитать производительность экскаваторов.

Часовая эксплуатационная производительность одноковшового экскаватора определяется по формуле

Qэкс.ч = 3600*Е*Кн/(Кр/tц), м3/час(5.16)

где Е - ёмкость ковша, м3;

Кн - коэффициент наполнения ковша в породном забое;

Кр - коэффициент разрыхления породы в ковше;

tц - время рабочего цикла экскаватора, с.

Qэкс.ч = 3600*12*0,8/(1,35/32) = 34560/43,2 = 800 м3/час

Годовая производительность одноковшового экскаватора определяется по формуле

Qэкс.г = Qэкс.ч *Ктр*Ксм*Кз*Кзаб*Тсм*n*Тдн, м3/год(5.17)

где Ктр=0,7, коэффициент использования по транспортным условиям;

Ксм=0,83,коэффициент использования сменного времени,

Кз=0,95, коэффициент учитывающий зимние условия;

Кзаб=0,95;0,9 коэффициент учитывающий экскавируемость породного забоя для забоев на работах по зачистке и чистопородных забоев соответственно;

Тсм=8, продолжительность смены, час;

n =3, число смен в сутки, смен;

Тдн =276, число суток работы экскаватора в году, дней.

Результаты расчёта производительности приведены в таблице 5.2.1

Таблица 5.2

Производительность экскаваторов

Параметры	Ед.изм.	ЭКГ-12ус	ЭКГ-6,3у
Ёмкость ковша	м3	12	6,3
Время рабочего цикла	Сек	32	35
Коэффициент наполнения		0,8	0,9
Коэффициент использования		0,83	0,83
Коэффициент разрыхления		1,35	1,2
Коэффициент зимы		1	1
Коэффициент забоя		0,9	0,95
Коэффициент транспортный		0,7	0,7
Продолжительность смены	час	8	8
Число смен в сутки	смен	3	3
Число рабочих дней в году	сут	276	276
Производительность
Техническая	м3/час	882,7	486
Забойная эксплуатационная	м3/час	659,4	383,21
Сменная	м3/см	3692,7	2145,98
Суточная	м3/сут	11078,2	6437,9
Годовая	м3/год	3057601,8	1776872,7
Параметры	Ед.изм.	ЭКГ-12ус	ЭКГ-6,3у
Количество единиц	шт	3	1
Итого	м3/год	9172806	1776872,7
Годовая производственная мощность	м3/год		23249061
Принимаю количество экскаваторов с учётом запаса по мощности 20%	шт	3	1
Резерв производственной мощности	м3/год		1600000

Таблица 5.3

Техническая характеристика ЭКГ

Параметры	Ед. изм.	ЭКГ-12ус	ЭКГ-6,3у
Ёмкость ковша	м3	12	6,3
Радиус черпания	м	27	35
Высота черпания	м	22	30
Радиус разгрузки	м	25	33

Высота уступа согласно правилам безопасности ведения горных работ, не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора ЭКГ-12ус т.е. Ну < Нч. т.е. принимаем проектом высоту уступа на вскрышных работах равную 20 м, так как 20 м < 22 м.

Определяем ширину заходки:

Азах = 1,7 · Rч,м. (5.18)

где Rч- радиус черпания экскаватора, м (см. табл.5.2.2)

Азах = 1,7*27 = 45,9м

Определяем ширину рабочей площадки

Шр.п. = Rр + С1 + Т + Пв+Z,м(5.19)

где Rр- радиус разгрузки, м (см. табл.5.2.2)

С1- расстояние от нижней бровки уступа развала до оси пути, м

Т- ширина транспортной полосы, м

Пв- полоса для вспомогательного оборудования, м

Шрп = 25 + 3,5 + 4 +3,5 +10,4 = 46,4 м

Определяем берму безопасности

Z = Ну · (ctg b - ctg б),м(5.20)

Z = 20 * (ctg (55) - ctg (80))=10.4 м

Определяем скорость проходки блока экскаватором ЭКГ-12ус

Uпр = Qсут / Ну · Азах,м/сут(5.21)

Uпр = 11078,2 / 20*45,9=12м/сут

5.3 Подготовка новых горизонтов

Подготовка новых горизонтов осуществляется системой тупиковых траншей. Вследствие размещения всех транспортных коммуникаций на одном борту, развитие горных работ будет осуществляться в горизонтальном и вертикальном направлениях. Технология ведения горных работ с применением конвейерного транспорта по принятой технологической схеме предусматривает четкую взаимоувязку работ по подготовке и отработке новых горизонтов, отработке межблочных целиков, углубки траншей под угольные подъемники, монтажу и демонтажу конвейерных линий.

Нарезку новых горизонтов, по угольной массе осуществляют экскаваторами типа SRs(K)-2000. Роторный экскаватор после отработки части запасов в основном горизонте переводят на нарезку нового горизонта и за тем им же в комплексе с наклонным транспортным мостом производят погрузку угля на находящимся в том же положении забойные конвейеры вышележащего основного горизонта. Это позволяет совместить погрузку угля одним роторным экскаватором на забойные конвейерные линии без изменения их положений, сократить работы по монтажу и демонтажу конвейеров, а также создавать запас времени (более года) для углубления траншей под угольные подъемники и монтажа новых конвейерных линий на новом горизонте. Начало нарезки нового добычного горизонта определяется подвиганием фронта работ от стационарного борта на расстояние обеспечивающие ее нарезку, и углами падения новых пластов 3.



6. Подготовка горных пород к выемке и погрузке

Среди способов подготовки горных пород к выемке особое место занимают буровзрывные работы, затраты на которые в себестоимости добычи полезных ископаемых составляет 20 - 35%. От их правильной организации зависит производительность выемочного, транспортного, отвального и вспомогательного оборудования.

Наиболее трудоемким и сложным процессом является бурение взрывных скважин.

Организация буровых работ осуществляется в соответствии с инструкциями по эксплуатации буровых станков и взаимоувязку бурения с другими процессами на разрезе.

Бурение взрывных скважин на открытых горных работах осуществляется как с закреплением, так и без закрепления буровых станков, потребует строгой увязки производительности буровых станков и экскаваторов.

Комплекс работ по подготовке горных пород к выемке буровзрывным способом, включает в себя: подготовку блока к бурению, обуривание блока, заряжание скважин, проведение взрыва и подготовка к экскавации.

Подготовка блока к буровым работам состоит из работ по подготовке площадки (освобождение площадки блока от оборудования, транспортных и энергетических коммуникаций, планировки площадки блока, устройство дорог и съездов, подготовки и составления проекта бурения, т.е. доставка на блок буровых станков и вспомогательного оборудования, монтажа ЛЭП и подключение станков, приведение оборудования в рабочее состояние).

Процесс буровых работ на блоке организуется таким образом, чтобы было обеспечено снижение потерь, и увеличение чистого времени бурения каждым станком. Это достигается за счет: установления окончательной последовательности бурения отдельных скважин, своевременного выполнения комплекса вспомогательных и обслуживающих работ, выделение для каждого станка отдельного фронта работ и обеспечения максимально возможной их автономности.

При бурении первого ряда скважин буровой станок должен располагаться перпендикулярно к бровке уступа, а расстояние от гусениц до бровки уступа должно быть не менее 3 метров.

6.1 Выбор бурового оборудования

Покрывающие вскрышные породы поля №7 имеют коэффициент крепости 6-8 по шкале проф. Протодьяконова, плотность пород составляет 2,2 - 2,4 т/мі, поэтому для производства буровых работ требуется мощное буровое оборудование, которое могло бы бесперебойно и в заданные сроки подготавливать блок под проведение взрывных работ. В соответствии с параметрами системы разработки при ведении вскрышных работ принимаем буровой станок шарошечного бурения 2СБШ-200Н.

Данные станки предназначены для бурения вертикальных и наклонных скважин в породах крепостью от 6 до 12. Уголь данного поля имеет плотность 1,54 т/мі и относится к породам 2-4 категории крепости по шкале проф. Протодьяконова. Так как на выемке угля используются роторные экскаваторы SRS (k)-2000, то для обеспечения ритмичной работы экскаваторов принимаем буровые станки типа СБР-160Б.32.

Таблица 6.1

Техническая характеристика буровых станков

Параметры	2СБШ-200Н	СБР-160Б.32
Диаметр долота, мм Глубина бурения, м Частота вращения долота, 1/с Скорость подачи, м/с Усилие подачи, кН Скорость передвижения станка, км/ч Показатель трудности бурения	215 40 2,5-5,2 0,025 300 0,6 6	160 32 1,65 0,5 130 0,9 5

6.1.1 Производительность буровых станков

Скорость бурения станков шарошечного бурения определяется:

Uбур= Ро · nв / 5·Пб · dд,м/ч(6.1)

где Ро - осевое усилие на долото, МН (таблица6.1);

nв- частота вращения бурового става, 1/с (таблица 6.1);

Пб- показатель трудности бурения;

dд- диаметр долота, м (таблица6.1).

Uбур = 0,22 ·2,7 / 5· 6· 0,215І =0,42 м/мин

Сменную производительность бурового станка на вскрышных работах определяем по формуле

Qб/ст = (Тсм · Ки) / tо + tв,м/см(6.2)

где Тсм- время смены, мин;

Ки- коэффициент использования рабочего времени;

tв- вспомогательное время, ч;

tо = 1/Uбур - основное время бурения.

Qб/ст = 480· 0,9 / ((1 / 0,54) + 0,5) = 183,8 м/см

Определяем годовую производительность 2СБШ-200Н

Qг = Qб/ст · Nсм,м/г(6.3)

Qг = 155,4· 320 = 49728 м/год

Скорость бурения станков шнекового бурения определяется

Uбур=(Ро · nв)/ 400·ПбІ · dд І,м/мин(6.4)

Uбур = 37,5· 4,2/400· 5І· 0,17 = 0,54 м/мин

Сменную производительность бурового станка на добычных работах определяем по формуле

Qб/ст = Тсм · Ки / tо + tв,м/см(6.5)

Qб/ст = 480· 0,95 / ((1 / 0,54) + 0,5) = 194м/см

Определяем годовую производительность СБР-160Б.32

Qг = Qб/ст · Nсм, м/г(6.6)

Qг = 183,8· 320 = 62080м/г

Количество буровых станков nб/ст рассчитывается исходя из объема горной массы, подлежащей обуриванию Vг.м. и выхода взорванной горной массы qг.м. с 1 метра скважины.

Определяем количество буровых станков на вскрышном участке

nб/ст = Vг.м. / Qг,qг.м.(6.7)

nб/ст = 800000/49728*69,1=3б/ст

Определяем количество буровых станков на добычном участке

nб/ст = Vп.и. / Qг,qг.м(6.8)

nб/ст =14000000/62080*54,2=5б/ст

6.1.2 Расчет буровзрывных работ на вскрышном комплексе

Любой взрыв должен быть выполнен в соответствии с “Типовым проектом ведения буровзрывных работ”. При этом удельный расход ВВ принимаем по данным института НИИОГРа рассчитанным и установленным специально для Экибастузского месторождения. На вскрышных работах, исходя из крепости пород, принимаем буровой станок шарошечного бурения 2СБШ-200Н и взрывчатое вещество граммонит 79/21. Принимаем порядную схему коммутации заряда ВВ при многорядном короткозамедленном взрывании.

Определяем линию сопротивления по подошве уступа

Wспп=53 · Кв · Dскв · v? / (Кп · г),м(6.12)

где Кв - коэффициент, учитывающий взрываемость пород

? - плотность заряжения, г/смі;

Кп - переводной коэффициент от эталонного к заряженному ВВ;

Dскв - диаметр скважины с учетом распирания стенок скважины.

Определяем диаметр скважины

dскв = 1,05 · dд, м(6.13)

dскв = 1,05· 0,215 = 0,23м

Wспп = 53· 1,2· 0,23v 0,8 / 1 ·2,5 = 7,8м

Рассчитанная линия сопротивления по подошве уступа проверяется по условию безопасности ведения работ Wспп ? Wб

Wб = Ну · ctgб + С,м(6.14)

где б- угол откоса уступа, градус

С - безопасное расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, м

Wб = 20· 0,3249 + 2 = 8,5 м

По условию безопасности принимаю Wспп = 8,5 м.

Определяем длину скважины

Lскв = (Ну + Lпер),м(6.15)

Lскв = 20 +2,99 = 22,99 м

Определяем длину перебура

Lпер = 13 · dскв,м(6.15)

Lпер = 13· 0,23 = 2,99м

Определяем длину забойки

L заб = (0.5 - 0.75) · Wспп,м(6.16)

Lзаб = 0,5· 8,5 = 4,25 м

Определяем расстояние между скважинами в ряду

a = m · Wспп,м(6.17)

а = 1,1· 8,5 = 9.35 м

Определяем расстояние между рядами

в = Wспп / m,м(6.18)

в = 8.5 *0,9 = 7,7м

Определяем вместимость 1м. скважины

р = 0,785 · dсІ · Д,кг / м. (6.19)

р = 900 ·0,23І· 0,785 = 37,4 кг/м

Определяем массу скважинного заряда

Q = р (Lскв-Lзаб), кг(6.20)

Q = 37,4 (22,99- 4,25) = 700,9 кг

Определяем число рядов скважин

nр = А / в, ряда(6.25)

nр = 30 / 7,7 = 3.89 ряда

Принимаю число рядов равное 4.

Определяем число скважин в ряду

nс = Lбл / а,скважин(6.26)

nс = 100 / 9,35 = 10,6 скв.

Принимаю количество скважин в ряду равное 10.

Определяем общее число скважин

Nскв = nр · nс, скв.(6.28)

Nскв = 10· 4= 40 скв.

Определяем выход взорванной горной массы с 1 м. скважины

qгм = a · Wспп · Ну / Lскв, мі/м(6.29)

qгм = 9,35· 8,5· 20 / 23 = 69,1 мі / м

Определяем выход горной массы со второго и последующих рядов

V2 = a · в · Ну / Lскв,мі/м (6.30)

V2 = 9,35*7,7*20 / 23 = 62,6 мі / м

Определяем объем взрываемого блока

Vб = А · Ну · Lб, мі(6.33)

Vбл = 60000 мі

Определяем общее количество взрывчатого вещества требуемого на взрыв

Qвв = Q · Nскв,кг(6.34)

Qвв = 21000 кг

Определяем фактический удельный расход ВВ по блоку

qф = Qвв / Vб,кг/мі(6.35)

qф = 21000 / 60000 = 0,35

Определяем объем негабарита до взрыва в массиве

Vн = 0,1 · Vб,мі(6.36)

Vн = 6000 мі

Определяем возможно максимальный (5%) объем негабарита после взрыва

Vн.вз = Vн · 5 / 100,мі(6.37)

Vн.=6000*5/100 = 300 м3



Определяем расход ВВ на разделку негабарита

Qн = qн · Vн.вз,кг(6.38)

где qн- удельный расход ВВ при разделке негабарита, кг/мі.qн= 0,8

Qн = 240 кг

Определяем общий расход ВВ по блоку с разделкой негабарита

Qоб = Qвв + Qн, кг(6.39)

Qоб = 21000 + 240 = 21240 кг

Определяем удельный расход ВВ по блоку с разделкой негабарита

Qоб = Qоб / Vб,кг/мі(6.40)

Qоб = 21240 / 60000 = 0,354 кг/мі

Определяем интервал замедления

tз = Wспп · kт,мс(6.41)

где kт - коэффициент, зависящий от категории трещиноватости пород

tз = 8,5· 3 = 25,5 мс

Принимаю интервал замедления равный 30 мс.

6.1.3 Расчет буровзрывных работ на добычном комплексе

На добычных работах, исходя из крепости пород, принимаем взрывчатое вещество граммонит79/21. Принимаем схему коммутации с продольным врубом заряда ВВ при многорядном короткозамедленном взрывании.

Определяем линию сопротивления по подошве уступа

Wспп = 53· Кт· dзм·v? / (г· Квв), м(6.42)

Wспп = 53· 1,3·0,168·0,73 = 8,44м

Определяем диаметр скважины

dскв = 1,05 · dд,м(6.43)

dскв = 0,168 м

Рассчитанная линия сопротивления по подошве уступа проверяется по условию безопасности ведения работ Wспп ? Wб

Wб = Ну · ctgб + С,м(6.44)

Wб = 17,32 м

Условие Wспп ? Wб не выполняется. Из условия безопасности принимаем расчетную Wспп равную 8,5.Определяем длину скважины

Lскв = Ну + Lпер, м(6.45)

Lскв = 25 + 2,95 = 27,95 м

Определяем длину перебура

Lпер = 13 · dскв,м(6.46)

Lпер = 2,95 м.



Определяем длину забойки

L заб = 0,5 · Wспп,м(6.47)

Lзаб = 4,25 м

Определяем расстояние между скважинами в ряду

a = m· Wспп,м(6.48)

а = 1.1*8.5 =9.35 м.

Принимаю 9,5 метра.

Определяем расстояние между рядами

в = Wспп / m, м(6.49)

в=8,5*12,5

в = 10,6м.

Принимаю 10,5метров.

Определяем вместимость 1м. скважины

р = 0,785 · dсІ · Д, кг/м(6.50)

р = 19,94 кг/м

Определяем массу скважинного заряда

Q = р (Lскв - Lзаб),кг(6.51)

Q = 19,94 ·23,7 = 472,6 кг

Определяем число рядов скважин



nр = А / в, рядов(6.57)

nр = 50 / 10,6 = 4,7 ряд.

Принимаю 5 рядов.

Определяем число скважин в ряду

nс = Lбл / а,скв.(6.58)

nс = 150 / 6,8 = 22 скв.

Принимаю 22 скважины в ряду.

Определяем общее число скважин

Nскв = nр · nс,скв.(6.60)

Nскв = 110 скв.

Определяем выход взорванной горной массы с 1 м скважины

qгм = a · Wспп · Ну / Lскв,мі/м(6.61)

qгм = 54,2 мі / м

Определяем выход горной массы со второго и последующих рядов

V2 = a · в · Ну / Lскв,мі/м(6.62)

V2 = 32,2 мі / м

Определяем объем взрываемого блока

Vб = А · Ну · Lбл,мі(6.63)

Vбл = 187500 мі



Определяем общее количество взрывчатого вещества требуемого на взрыв:

Qвв = Q · Nскв,кг (6.64)

Qвв = 51986 кг

Определяем фактический удельный расход ВВ по блоку:

qф = Qвв / Vб, кг/мі(6.65)

qф = 0,28 кг/мі

Таблица 6.2

Сводная таблица параметров БВР

Наименование	Символ	Единица измерения	Вскрыша	Добыча
Тип экскаватора			ЭКГ-12ус	SRS(k)-2000
Тип бурового станка			2СБШ-200Н	СБР-160Б-32
Диаметр долота	d	М	0,215	0,160
Коэффициент разбуривания	Краз		1,05	1,05
Высота уступа	Ну	М	20,00	25,00
Ширина заходки	А	М	30,00	50,00
Угол откоса уступа	а	Градус	80	65
Коэффициент трещиноватости	Кт		1,10	1,10
Тип ВВ			Граммонит
Тип взрывания			КЗВ	КЗВ
Плотность заряжания		кг/дмі	0,9	0,9
Плотность породы		кг/мі	2,5	1,5
Переводной коэффициент	Квв		1,00	1,00
Расход эталонного ВВ	qэт	кг/мі	0,88	0,88
Длина взрываемого блока	Lбл	М	100,00	150,00
Коэф. сближения зарядов	m		1,10	1,10
Коэф. взрываемости	K		2,5	3,5
Диаметр скважины	Dскв	М	0,230	0,168
Длина скважины	Lскв	М	22,99	27,95
Длина перебура	Lп	М	2,99	2,95
Длина забойки	Lзаб	М	4,25	4,25
Линия сопротивления СПП	Wспп	М	7,2	8,44
Безопасная линия СПП	Wб	М	8,5	17,32
Принятая линия СПП	Wспп	М	8,5	8,5
Расстояние между скважинами	а	М	9,35	9,35
Расстояние между рядами	в	М	7,7	10,6
Вместимость 1м скважины	P	Кг	37,4	19,94
Масса заряда	Q	Кг	700,9	472,6
Объём взрываемого блока	Vбл	мі	60000	187500
Число рядов	Np	Ряд	4	5
Число скважин	Nc	Скв	10	22
Общее количество ВВ на взрыв	Qвз	Кг	21240	51986
Расчётный интервал замедления	T	Мс	30	30
Общее число скважин	n	Скв	40	110
Длина заряда	Lз	М	18,74	23,7
Количество буровых станков		шт	3	7

Определяем интервал замедления

tз = Wспп · kт мс (6.66)

где kт- коэффициент, зависящий от категории трещиноватости пород

tз = 25,5 мс

Принимаю интервал замедления равный 30 мс.

6.2 Механизация взрывных работ

Механизация заряжания скважин осуществляется с помощью зарядных и забоечных машин.

Зарядная машина М3-4 на базе КрАЗа с емкостью кузова 10 т, для заряжания скважин гранулироватыми ВВ типа граммонит и игданит. Механизация забойки осуществляется с помощью забоечных машин типа

3Б-1. На обслуживание взрывных работ принимаем две зарядные и две забоечные машины.



6.3 Техника безопасности

Транспортирование взрывчатых материалов (ВМ) должно быть организованно в строгом соответствии с ”Едиными правилами безопасности при взрывных работах” § 3.

Перевозка ВМ транспортными средствами предприятий, ведущих взрывные работы (работы с ВМ), а также приемка ВМ предприятиями - потребителями должны осуществляться согласно инструкциям, разработанным в соответствии с требованиями правил (инструкций) перевозки ВМ.

Доставка ВМ должна проводиться по установленным руководителем предприятия (руководителем взрывных работ) маршрутам. Порядок получения ВВ от взрывника и отчета об их доставке определяется руководителем предприятия.

Взрывчатые вещества и средства инициирования необходимо доставлять и перевозить раздельно. СИ и боевики могут переноситься только взрывниками.

При совместной доставке СИ и ВВ взрывник может переносить не более 12 килограмм ВМ. Масса боевиков, переносимых взрывником, не должна превышать 10 килограмм.

При переноске в сумках ВВ без СИ норма может быть увеличена до 24 килограмм.

При доставке ВМ со складов непосредственно к местам работ по разрешению руководителя предприятия ведущего взрывные работы, совместное транспортирование ВВ, СИ и ПВА допускается только при соблюдении следующих условий:

- загрузки транспортного средства не более 2/3 по грузоподъёмности;

- размещения СИ в передней части транспортного средства в специальных, плотно закрывающихся ящиках, с внутренними стенками, обложенными мягкими прокладками со всех сторон,

- разделения упаковок с ВВ и ящиков с СИ способами, исключающими соприкосновение между ними,

- размещения порохов и перфораторных зарядов в заводской упаковке или специальных ящиках и не ближе 0,5 метров от других ВМ,

- закрепления ящиков и другой тары с ВМ, исключающего удары и трение их друг о друга.

К руководству взрывными работами (работами с ВМ) допускаются лица, имеющие законченное высшее или среднее горнотехническое образование, либо закончившие специальные учебные заведения и имеющих ”Единую книжку взрывника” с правом руководства.

Взрывные работы должны выполняться взрывниками (мастерами-взрывниками) имеющими ”Единую книжку взрывника (мастера-взрывника)” с правом производства ВР.

К обучению по профессии взрывника и мастера-взрывника допускаются лица имеющие среднее образование, не моложе 20 лет и стаж работы не менее одного года по специальности, соответствующей характеру работы предприятия.

Все ВМ должны храниться в специальных складах, сооруженных и оборудованных в соответствии с ”Едиными правилами безопасности при производстве взрывных работ”.

Все базисные и расходные склады, а также места для кратковременного хранения ВМ относятся к категории особо важных объектов со строгим режимом охраны и должны охраняться круглосуточно.

Уничтожение ВМ производится по письменному распоряжению главного инженера, технического руководителя предприятием или руководителя взрывных работ. О каждом таком уничтожении должен быть составлен акт.

Уничтожение ВМ должно выполнятся взрывниками под руководством заведующего складом ВМ или лица технического надзора, назначенного руководителем предприятия.

Уничтожение взрыванием следует проводить при помощи доброкачественных ВМ: патронированные ВВ подлежат уничтожению пачками, а детонаторы, ДШ и пиротехнические реле - в любой упаковке зарытыми в землю или другими способами, исключающими разброс не взорвавшихся изделий.

Уничтожение сжиганием подлежат ВМ, не поддающиеся взрыванию. Запрещается уничтожать сжиганием детонаторы и изделия с ними.

Растворением в воде разрешается уничтожать только неводоустойчивые ВВ на основе аммиачной селитры.

Перед началом заряжания на границах опасной зоны должны быть выставлены посты, обеспечивающие ее охрану, а люди не занятые заряжанием, выведены в безопасные места. Сигналы ВР: 1 длинный - предупредительный, 2 длинных - боевой, 3 коротких - отбой.



7. Выемочно-погрузочные работы

Выемка и погрузка горных пород - один из основных процессов при добыче полезных ископаемых на карьерах.

Основная цель организации комплекса выемочно-погрузочных работ состоит в том, чтобы обеспечить максимальное использование технических возможностей выемочного оборудования при соблюдении всех ограничений по технологии, качеству продукции, технике безопасности и т.д.

Главный параметр, определяющий технические возможности экскаватора - его эксплуатационная производительность, которая зависит от вместимости ковша, коэффициента экскавации, продолжительности цикла экскавации и коэффициента использования экскаватора во времени. Эксплуатационная производительность определенного типа экскаватора в конкретных условиях, в основном, зависит от коэффициента его использования во времени и продолжительности цикла экскавации.

Увеличение коэффициента использования экскаваторов во времени, возможно, за счет следующих организационных мероприятий:

- выбора наиболее эффективной организационно-технологической схемы отработки блоков;

- сокращение простоев экскаватора, вызванных организационными и техническими причинами (внеплановые ремонты, выключение электроэнергии, ожидание порожняка, подготовка забоя, взрывные работы и т.д.),

- улучшение качества ремонтов и сокращения их продолжительности,

- выбора наиболее эффективного годового и суточного режимов работы оборудования, при которых достигается максимальная продолжительность оперативной работы.

Производительность одноковшовых экскаваторов значительно увеличивается в результате сокращения продолжительности рабочего цикла экскавации.

7.1 Обоснование выбора оборудования для вскрышных работ

В связи с большой производительностью карьера по добыче угля и интенсивным развитием добычи, а также с учетом применения на добычных работах мощных роторных экскаваторов, для того, чтобы обеспечить фронт работы добычным экскаваторам, проектом принимается на погрузке вскрышных пород экскаватор ЭКГ - 12ус с емкостью ковша 12 мі.

Определяем эксплуатационную производительность ЭКГ-12ус

Qэ = 3600 · Е · kн · kи / tц · kр,мі(7.1.)

где Е- вместимость ковша, мі (таблица 7.2)

tц- фактическая продолжительность рабочего цикла, с (таблица 7.2)

kн -коэффициент наполнения ковша экскаватора

kр -коэффициент разрыхления породы в ковше

kи- коэффициент использования чистого сменного времени работы экскаватора

Qэ = 3600· 12· 0,8· 0,8 / 32· 1,35 = 27648 / 43,2 = 640 мі

Определяем сменную производительность ЭКГ-12ус

Qсм = Qэ · tсм, мі(7.2)

где tсм- продолжительность смены, ч

Qсм = 640· 8 = 5120 мі

Определяем суточную производительность ЭКГ-12ус

Qсут = Qсм · nсм, мі (7.3)

где nсм- количество смен в сутках

Qсут = 5120 ·3 = 15360 мі

Определяем годовую производительность ЭКГ-12ус

Qг = Qсут· Ктр· Ксм·Кз·Кзаб · nс.г.,мі(7.4)

где nс.г.- количество рабочих суток в году;

Ктр - коэффициент использования экскаватора по транспортным условиям;

Ксм - коэффициент использования сменного времени экскаватора;

Кз - коэффициент учитывающий работу в зимних условиях;

Кзаб - коэффициент учитывающий экскавируемость породного забоя

Qг = 15360 ·0,7· 0,83· 0,95· 0,9· 276 = 2105923,277 мі

Определяем необходимое количество экскаваторов ЭКГ-12ус на вскрышных работах

N_{ЭКГ-12ус} = Vг.вскр. / Qг, шт(7.5)

N = 8500000 / 2105923,277 = 4,03 шт

Определяем эксплуатационную производительность ЭКГ-6,3у

Qэ = 3600 · Е · kн · kи / tц · kр,мі(7.6)

Qэ = 3600·6,3·0,8·0,8 / 35· 1,35 = 14515,2 / 47,25 = 307,2 мі



Определяем сменную производительность ЭКГ-6,3у

Qсм = Qэ · tсм, мі(7.7)

Qсм = 307,2 ·8 = 2457,6 мі/см

Определяем суточную производительность ЭКГ-6,3у

Qсут = Qсм · nсм,мі(7.8)

Qсут = 2457,6 ·3 = 7372,8 мі

Определяем годовую производительность ЭКГ-6,3у

Qг = Qсут · nс.г.· Ктр·Ксм·Кз·Кзаб, мі (7.9)

Qг = 7372,8· 270 ·0,7· 0,8 ·0,95· 0,9 = 953126,09 мі

Принимаю один экскаватор ЭКГ - 6,3у для проведения горно-капитальных работ и последующего использования на зачистке угольных забоев.

7.2 Обоснование выбора оборудования для добычных работ

Для экскаватора SRS(k) - 2000 высота черпания Нч=28 м, так как углубку ведём по полезному ископаемому, и после выемки угля приступает вскрышной комплекс. Проектом ограничиваемся высотой уступа Ну=25 м.

Определяем теоретическую производительность SRS(k)-2000

Qтеор = 60 · Е · nр, мі(7.10)

где Е- емкость ковша, л (см. табл. 7.3)

nр - число разгрузок ковшей, разгр/мин (см. табл. 7.3)

Определяем число разгрузок ковшей

nр = m · N разгр/мин (7.11)

где m- число ковшей (см. табл. 7.3)

N - число оборотов роторного колеса, мин

Определяем число оборотов роторного колеса

N = 60 · U / П · D обор/мин (7.12)

где U- скорость копания, м/с (см. табл. 7.3)

D- диаметр роторного колеса, м (см. табл. 7.3)

Определяем забойную производительность SRS(k)-2000

Qз = Qтеор · Кэ · з_Fзаб · Кз · Купр · Кп,мі (7.13)

где Кэ - коэффициент экскавации

з_Fзаб - коэффициент, учитывающий возможное несоответствие расчётного удельного усилия копания экскаватора и фактического среднего удельного сопротивления копанию пород

Кз - коэффициент забоя

Купр - коэффициент качества управления машиной

Кп - коэффициент потерь (просыпей) экскавируемого материала

Определяем сменную производительность SRS(k)-2000

Qсм = Qз · Ки · Ккл · Ктр · tсм,мі (7.14)

где Ккл- коэффициент влияния климатических условий

Ктр- коэффициент, учитывающий влияние транспорта

Определяем суточную производительность SRS(k)-2000

Qсут = Qсм · nсм,мі(7.15)

Определяем годовую производительность SRS(k)-2000

Qг =Qсут · Кпер · Кхх · Квр · Кг · nс.г. · Кв, т (7.16)

где Кпер - коэффициент, учитывающий простои, вызванные передвижкой забойных коммуникаций,

Кхх - коэффициент, учитывающий холостые ходы,

Квр - коэффициент, учитывающий снижение производительности за счёт отработки торцов и врезок в новые заходки,

Кг - коэффициент готовности комплекса,

Кв - коэффициент вскрыши (средняя плотность угля), т/мі

Определяем необходимое количество экскаваторов SRS(k)-2000 на добычных работах:

N_SRS(k)-2000 = Vг.доб. / Qг шт (7.17)

Таблица 7.1

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-12ус

Параметры	Данные
Вместимость ковша, мі Угол наклона стрелы, градус Длина стрелы, м Длина рукояти, м Наибольший радиус копания, м, не более Наибольшая высота копания, м, не более Наибольший радиус разгрузки, м, не более Высота разгрузки при наибольшем радиусе, м, Радиус разгрузки при наибольшей высоте, м, Высота разгрузки, м, не более Радиус копания на уровне стояния, м Радиус вращения хвостовой части поворотной платформы, м Мощность двигателей, кВт: сетевого подъема напора поворота хода Скорость передвижения, км/ч	12ус 45 24 17,5 22,5 15,1 19,9 7,6 19,5 10 14,8 10 1250 2 х 450 190 3 х 190 2 х 100 0,43 28 638 20
Теоретическая продолжительность цикла, с Конструктивная масса экскаватора (без противовеса), т Масса противовеса, т

Таблица 7.3 - Техническая характеристика экскаватора SRS(k)-2000

Параметры	Данные
Теоретическая производительность до, мі/час Рабочая высота при горизонтальной струне, м. Рабочая площадка: продольный уклон,% поперечный уклон,% результирующий уклон,% Самое высокое положение центра колеса, м. Самое низкое положение нижней кромки колеса, м. Длина погрузочной стрелы, м. Длина экскаватора по направлению перемещения, м. Диаметр роторного колеса, м Число ковшей, шт. Емкость ковшей, л Скорость копания, м/с Ширина ленты, м	4500 28 1/3=3 1/3=3 1/3=4,2 26 3 29,5 ок. 80 11 32 350 3,88 и 3,08 1,8

Таблица 7.4

Техническая характеристика перегружателя ARs(k)-5500.95

Параметры	Данные
Теоретическая производительность, мі/час Габариты: высота, м. длина, м. ширина, м. Вылет разгрузочной стрелы, м. Вылет приемной стрелы, м. Диапазон подъема разгрузочной стрелы, м. Диапазон подъема приемной стрелы, м. Наименьший радиус поворота Подключаемая мощность, кВт Ширина конвейерной ленты, м.	5500 44 150 28 98 46,5 от 5,5 до 32 от 7,0 до 25 80 1868 2,0

Таблица 7.5 - Техническая характеристика BRs(k)-2000.65

Параметры	Данные
Теоретическая производительность, мі/час Габариты: наибольшая высота, м наибольшая длина, м наибольшая ширина, м Расстояние от середины машины до середины сбрасывающего желоба, м Расстояние от середины машины до середины разгрузочного желоба, м Диапазон подъема разгрузочной стрелы, м Диапазон подъема приемной стрелы, м Диапазон поворота верхнего строения, м Наименьший радиус поворота Ширина ленты, м Скорость движения ленты, м/сек	5500 23 73 16 41,5 23,5 от 1,0 до 15 от 2,5 до 10 ± 22 12 2,0 4,3

Таблица 7.6

Техническая характеристика экскаватора ЭШ-13/50

Параметры	Данные
Вместимость ковша, мі Длина стрелы, м Угол наклона стрелы, градус Радиус копания, м, не более Радиус разгрузки, м, не более Высота разгрузки, м, не более Глубина копания, м, не более Скорость передвижения машины, м/ч Продолжительность цикла, с Мощность сетевого двигателя, кВт	13 50 35 46,5 46,5 20,5 21 200 39-55 1250



8. Карьерный транспорт

8.1 Транспорт на вскрышном участке

Для вывозки вскрыши принимаем тяговые агрегаты ОПЭ-1 и думпкары 2ВС-105.

Определяем производительность локомотива и инвентарный парк подвижного состава.

Весовая норма поезда определяется из условия равномерного движения по руководящему уклону с полным использованием сцепных сил локомотива Q' и по условию трогания на приведённом уклоне Q'' по следующим формулам

Q' = (Rсц · g ·(1000 · - Wo' - Wiр)) / (Wo' + Wiр),кН (8.1)

Q'' = (Rсц · g · (1000 · трог - Wo'' - Wiприв - Wтрог - 108 a)) / (Wo'

+ Wiприв + Wтрог + 108 · а) кН (8.2)

где Рсц - сцепная масса локомотива, т/с

- коэффициент сцепления приводных колёс локомотива с рель-

сами при движении [4, с.187]

трог - коэффициент сцепления приводных колёс локомотива с

рельсами при трогании с места [4, с.188]

Wiр = iр - удельное сопротивление от уклона, ‰

g - ускорение свободного падения

a - ускорение поезда при пуске, м/с²

Определяем удельное сопротивление от кривизны пути

Wr = 900 / (100 + R) Н/кН (8.3)

где R - радиус кривой пути согласно ПТЭ, м

Определяем удельное сопротивление от кривизны уклона приведённого

Wiприв = Wiтрог + Wr Н/кН (8.4)

где Wiтрог - удельное сопротивление от уклона трогания согласно ПТЭ.

Определяем удельное сопротивление основное движению думпкаров

Wo' = 3,6 + 0,04 · Uгр Н/кН (8.5)

где Uгр - скорость движения груженого локомотива, км/ч

Определяем удельное сопротивление (основное) движению локомотива

Wo''=2,6 - 0,07 · Uгр +0,0025 · Uгр² Н/кН (8.6)

Определяем удельное сопротивление при трогании поезда с места

Wтрог = 800 / go Н/кН (8.7)

где go - нагрузка от оси на рельсы, кН.

Определяем количество думпкаров в составе

nв = Q' / q · (1 + Кт) · g думпк. (8.8)

где q - грузоподъёмность думпкара, т

Кт- коэффициент тары.

Определяем общее количество рейсов, которое необходимо выполнить для выполнения заданного грузопотока



R = (f · Qсут) / (nв · Vгеом) рейсов (8.9)

где f - коэффициент неравномерности движения транспорта;

Vгеом- геометрический объем кузова, мі;

Qсут - суточный грузооборот, м³/сут.

Определяем количество рейсов выполняемых одним локомотивом

Nр = (60 · Т) / Тоб рейсов (8.10)

где Т - продолжительность работы локомотива, ч

Время оборота состава определяется по формуле

Тоб=tпогр + tгр + tразгр + tпор + tож, мин (8.11)

где tож - время простоев в ожидании погрузки и разгрузки принимается

согласно ПТЭ, мин

Определяем время погрузки состава

tпогр=(nв · Vв · tц)/(60 · Е · э), мин (8.12)

Определяем коэффициент экскавации

э = Кн / Кр (8.13)

Определяем время движения груженого и порожнего состава

tгр = (60 L) / Uгр, мин (8.14)

tпор = (60 L) / Uпор, мин(8.15)

где L - расстояние транспортирования до отвала, м

Uгр - скорость движения груженого состава, км/ч

Uпор - скорость движения порожнего состава, км/ч

Определяем время разгрузки состава

tраз = nв · tр, мин (8.16)

где tр - время на разгрузку одного думпкара, мин

Рассчитываем количество рабочих локомотивов

Nраб = R / nр, локомотивов (8.17)

Определяем инвентарный парк локомотивосоставов

Nинв.л = К · Nраб + Nраб, локомотивосоставов (8.18)

где К- коэффициент, учитывающий число локомотивов находящихся в ремонте, в резерве и на хозяйственных нуждах

Определяем инвентарный парк думпкаров

Nинв.д = nв · Nинв.л · Ку, думпкаров(8.19)

где Ку - коэффициент, учитывающий думпкары, находящиеся в ремонте, в резерве и на хозяйственных нуждах.

Определяем производительность локомотивосостава за смену:

Qл.с. = 60 · Тсм · nв · Vгеом / Тоб, мі/см (8.20)

Результаты расчётов приведены в таблице 8.1



Таблица 8.1

Тяговые и эксплуатационные расчеты карьерного транспорта

Показатели	Символ	Ед.изм	ОПЭ-1+2ВС105
Сцепной вес	Рсц	т	360,0
Состав тягового агрегата			ЭУ+ДС+МД
Коэффициент сцепления	Ш		0,26
Скорость движения локомотива	V	Км/час	25
Сила тяги локомотива	Fk	Н	918216,0
Расчётная масса локомотива	P	т	360,0
Основное сопротивление движению		Н/т
Сопротивление вагонов	Wo”	Н/т	48,0
Движению локомотива под током	Wo”	Н/т	52,0
Показатели	Символ	Ед.изм	ОПЭ-1+2ВС105
Движению локомотива без тока	Wx'	Н/т	63,0
Сопротивление поезда в целом	Wo	Н/т	48,604
Сопротивление от уклона пути	Wi	Н/т	392,0
Максимальный уклон пути	i	%о	40,0
Радиус кривой	R	м	300,0
Сопротивление от кривизны пути	Wr	Н/т	40,9
Величина уклона пути	i	%о	40,0
Полное сопротивление при движении поезда	W	Н/т	1147104,4
Масса прицепной части поезда	Q	т	2022,3
Ускорение при трогании	a	м/с2	0,050
Тормозные расчёты		кН
Действительное нажатие колодок	К	Н	1536,0
Действительный коэффициент трения	цk		0,116
Тормозная сила поезда	Bk	Н	171175,0
Удельная тормозная сила	bk	Н/т	74,8
Время подготовки тормозов	to	сек	0,5
Подготовительный тормозной путь	Sn	м	4,2
Действительный тормозной путь	Sп	м	303,4
Полный путь торможения	Sт	м	307,6
Эксплуатационные расчёты
Средняя длина транспортирования в один конец	s	м	4500
Техническая производительность экскаватора ЭКГ-12ус	Qэкс	т/ч	882,0
Ёмкость вагона типа ВС	Vд	м3	48,5
Грузоподъёмность вагона типа ВС	q	т	105,0
Масса тары вагона типа ВС	qт		48,0
Коэффициент тары вагона	Кт		0,4571
Грузоподъёмность моторного думпкара	q”	т	45,0
Полезная масса состава	nq	т	1432,8
Расчётное количество вагонов в составе	n'	шт	13,1745
Принимаю число вагонов в составе	n	шт	13,0
Показатели	Символ	Ед.изм	ОПЭ-1+2ВС105
Время погрузки состава	tп	час	0,61
Время движения порожнего состава	tпор	час	0,39
Время движения гружёного состава	tгр	час	0,46
Время разгрузки состава на отвале	tр	час	0,30
Время задержки на станции и в целом	tож	час	0,16
Время оборота локомотивосостава	То	час	1,9
Мощность разреза по вскрыше	Qлок	м3	8000000
Число суток работы по процессу	Тдн	дней	365
Необходимое число рейсов в сутки	Rсут	Р/сут	67
Число оборотов одного локомотивосостава	r	Р/сут	12
Принимаю число локомотивов в работе	Nраб	лок	6
Число локомотивов в ремонте	Nрем	лок	1
Число локомотивов в резерве	Nрез	лок	1
Число локомотивов на хозработах	Nхоз	лок	1
Итого локомотивов	Nи.п	лок	13
Инвентарный парк думпкаров	Nид	дум	130
Расход энергии	Адв	кВт/час	5650
Напряжение в питающей сети	U	В	10000
Вид питающего напряжения			переменный
Ток потребляемый в сети	I	А	565
Коэффициент мощности	K		0,2
Скорость движения на руководящем подъёме	Vp	км/час	15

8.2 Транспорт на добычном участке

В связи с высокой годовой производственной мощностью разреза по углю проектом принято использовать мощный и высокопроизводительный конвейерный транспорт. Разработку полезного ископаемого в границах карьерного поля №7 планируем производить по принципу комплексной механизации, которая заключается в применении поточной технологии, при максимальном совмещении отдельных операций на выполнении основных процессов по добыче угля, перемещение груза по кратчайшему пути, сокращая числа и объемы вспомогательных работ.

Транспортировка угля осуществляется на технологический комплекс разреза двумя конвейерными линиями, включающими систему забойных, соединительных, подъемных и магистральных конвейеров. Конечная точка элементарного грузопотока - усреднительный склад полезного ископаемого, где формируется потребительское качество полезного ископаемого.

Определяем теоретическую производительность технологического комплекса

Qт.к. = Крез · Qэ_SRs(k),мі/ч (8.21)

где Крез - коэффициент резерва мощности

Qэ_SRs(k) - теоретическая производительность SRs(k) - 2000

Qтк = 1,2*2604 = 3124,8 т/час

Определяем сменную производительность комплекса оборудования

Qт.к.см=Q_SRs(k) · Ки · Кг · Кз · Тсм, мі/см (8.22)

где Кз- коэффициент учета зимних условий

Qт.к.см = 2604*0,83*0,97*0,95*8 = 15933 т/см

Определяем коэффициент использования одной конвейерной линии в течение смены

Ксм = Тсм - Тпр / Тсм (8.23)

где Тпр- суммарное время нетехнологических перерывов, ч

Ксм= 8-1,34/8 = 0,83

В соответствии с требуемой производительностью конвейерных линий, считаем целесообразным принять скорость движения ленты конвейера, при работе одного роторного экскаватора SRS(k) - 2000 на одну конвейерную линию - 4 м/сек.

Расчётный грузопоток для забойных, соединительных, подъёмных и магистральных конвейеров определим по формуле

Qр = (Qсм*Кн) / (Тсм*Км), м3/час (8.24)

где Qсм - суммарная сменная производительность комплекса, м3/час

Кн - коэффициент неравномерности загрузки конвейера;

Км - коэффициент машинного времени;

Тсм - продолжительность работы конвейерной линии в смену.

Qр = (9121,4*1,5)/(6*0,75) = 3040 м3/час

Исходя из расчётного грузопотока видно, что комплект ленточных конвейеров с теоретической производительностью 5250 м3/час выбран верно.

Произведём проверку производительности конвейера по ширине ленты по формуле

Вл = 1,1*(vQр/(с*V*K)) + 0.05, м (8.24)

где с - коэффициент производительности;

V - паспортная скорость движения ленты конвейера;

К - коэффициент учитывающий угол наклона конвейера.

Вл = 1,1*(3040/(v625*4,6*0,95))+0,05 = 1,21 м

Исходя, из полученных данных, проектом принимаем ширину ленты 1,8 метров, тип ленты - резинотканевая «1.2 ШМ», трудно воспламеняющаяся, морозостойкая от -45 до +60, для транспортирования кусков угля до 500 мм, (масса 1 погонного метра ленты - 21 кг).

Принимаем конвейер, имеющий трехроликовые гирлянды на груженой ветви (диаметр одного ролика 194 мм, вес гирлянды 122 кг) и однороликовые гирлянды на порожней ветви конвейерной линии (диаметр одного ролика 159 мм, вес гирлянды 47 кг). Угол откоса груза принимаем j = 16є. Угол расположения роликов относительно горизонтали принимаем = 35є. Расстояние между роликовыми гирляндами (роликами) при плотности транспортируемого груза 1,54 т/мі на грузовой и порожних ветвях соответственно 1 и 3 метра.

Рисунок 8.1 - Расположение груза на роликоопорах

Для определения мощности приводной станции определяем тяговое усилие Wo на приводном барабане конвейера по формуле

Wо = К · (q + 2qл +qр' + qр'') · L · w'' · cos в + q · H,Н (8.25)

где К-коэффициент сопротивления на головных и хвостовых станциях

L - максимальная паспортная длина конвейера, м

w'- коэффициент сопротивления движению ленты на груженной ветви [6, с. 281]

в - угол наклона площадки, где расположен конвейер, градус

Н - высота подъема, м

Для определения мощности приводной станции определяем тяговое усилие Wо на приводном барабане конвейера по формуле

Wо = Wг + Wп (8.26)

где Wг и Wп - сопротивление движению ленты гружёной и порожних ветвях конвейера соответственно, Н

Wг = k'g*L*((q2+qn)*W2 + qp”*W1 + (q1 + qn)*sinB));(8.27)

Wп = g*L*(q*W2*cosB + qr”*W1+qn*sinB)(8.28)

где k' - коэффициент учитывающий дополнительное сопротивление движению ленты в местах погрузки или разгрузки;

L - максимальная паспортная длина конвейера;

qr- масса груза приходящаяся на 1 метр ленты;

qn - масса 1 кг ленты;

qp' и qp” - масса вращающихся частей, приходящаяся на один метр соответственно рабочей и порожней ветвей конвейера;

W2иW1 - коэффициенты сопротивления движению ленты соответственно на гружёной и порожней ветвях конвейера.

Wг=1,11*9,81*900*(922,5+68,6)*0,03+82*(322,5+68,6)*sin0)=139,094кН

Wп = 9,81*900*(68,6*0,035*cos0 +47*0.0035+68.6*sin0) = 35713 Н

Отсюда, тяговое усилие равно:

Wо = 139094,1+35713 = 174807,1 Н

Проверку мощности двигателей приводной станции конвейера находим по формуле

Nр = (Wo*V)/(1000*N)*Кр, кВт (8.29)

где Кр - коэффициент резерва мощности;

N- КПД механической передачи

Nр = (174807,1*4,6)/(1000*0,85)*1,2 = 1135,2 кВт

Так как паспортная мощность выбранной приводной станции Nп = 1500кВт, следовательно Nп больше Nр, и выбранный тип конвейера обеспечит транспортирование необходимого объёма горной массы.

Натяжение ленты определяем методом обхода контура. За начальную точку принимаем точку 1 (рисунок 8.2) сбегания ленты с последнего по ходу приводного барабана.

Принимаем двухбарабанный привод с общим углом б обхвата барабанов лентой из формулы

б =б1 + б2 (8.30)

б = 160? + 200? = 360?

Для обеспечения нормальной работы конвейера без проскальзываний должно выполняться условие

Sнб?Sсб*Iє (8.31)

где Sнб и Sсб - натяжение ленты в точке набегания и сбегания с приводных барабанов, Н

Iє - тяговый фактор.

Натяжение ленты в точке сбегания определяется по формуле

Sсб = Кт*(Wo/(Iє-I)), Н (8.32)

где Кт=1,2 - коэффициент запаса сил трения

Sсб = 1,2*(174807,1/(6,6-1)) = 38139.7 Н

Рисунок 8.2 - Схема для определения основных параметров конвейеров

Вычислим натяжение ленты в остальных точках контура для данного случая и занесем результаты в таблицу 8.1. Коэффициенты возрастания натяжения ленты К1 и К2 при углах 90? и 180? соответственно равны 1,03; 1,06.

Таблица 8.1

Значения натяжения ленты в различных точках контура

Выражение	Сила натяжения в точках 1-5	Результат, Н
S1 = Sсб	S1 = 38139.7	38139.7
S2 = k1 · S1	S2 = 1,03 *38139.7	39283.9
S3 = S2+Wп	S3 = 39283.9 + 3220	42503.9
S4 = k2 · S3	S4 = 1,06 · 42503.9	45054.1
S5=S4+Wr=Sнб.р	S5 = 45054.1+ 271686	316740

Для обеспечения нормальной работы конвейера без проскальзываний должно выполнятся условие Sнб.р < Sсб · емб подставляя значения, получим

316740 ? 37458 · 6,6 = 316740 ? 345246 (8.35)

Полученные значения показывают, что данные натяжения на участках конвейера обеспечивают его нормальную работу без проскальзывания.

Усилие на натяжном устройстве (вес натяжного груза) равно сумме натяжения ленты в точках её набегания и сбегания с натяжного барабана и определяется как

Рн = S1 + S2, кН (8.33)

Рн = 38,1 + 39,3 = 77,4 кН

Для резинотросовых лент расчёт на прочность определяется по фактическому запасу прочности по формуле

mф= (Gp*Bп)/Smax?m (8.34)

где Gр - разрывное усилие резинотросовой ленты (2500Н);

Smax = Sнб - максимальное натяжение ленты, кН;

m = 7, коэффициент запаса прочности.

mф = (2500*1800)/217850 = 20,6? 7

Значит коэффициент запаса прочности выбранного типа ленты больше минимального, необходимого запаса прочности.

Запуск конвейеров в работу осуществляется на дистанционном управлении или с местного пульта управления машинистом конвейера. Запуск системы конвейеров должен быть сблокирован так, чтобы конвейерная линия запускалась после того, как на переднем конвейере скорость ленты достигает рабочей нормы. Плановая остановка конвейерной системы производится

На первых подъемных конвейерах на каждой конвейерной линии устанавливаем установки для металлоулавливания.

9. Отвалообразование

Назначение отвальных работ - наиболее рационально и экономично складировать пустые породы при строительстве карьеров и эксплуатации месторождений полезных ископаемых.

Особое значение отвальные работы приобретают при транспортной системе, когда вскрыша полностью доставляется транспортными средствами на отвалы и размещается в них. Так как объёмы вскрышных работ бывают значительными, то отвалами занимаются значительные площади. В связи с этим к отвальным работам предъявляются следующие основные требования.

1. Под отвалы по возможности следует использовать земельные площади, не пригодные для сельского хозяйства.

2. Механизация отвальных работ должна соответствовать средствам транспортировки пород и выбирается из условий минимальной себестоимости укладки породы в отвал.

3. Для бесперебойного приёма породы от вскрышных экскаваторов, кроме действующих тупиков, необходимо иметь оборудованный резервный тупик.

4. Расстояние транспортирования пород должно быть минимальным.

Высота отвалов не должна превышать высоты, допустимой по условиям устойчивости и безопасности работ.

Проектом принимается один породный отвал, ёмкостью 255,24878млн. м³ (см. табл.3.1). Годовой объём пород вывозимых в отвал будет 5,66 млн.м³. Исходя из больших объемов, вывозимых в отвал, принимаем способ экскаваторного отвалообразования и используем экскаваторы типа ЭКГ-12,5 и ЭШ-13.50. Для вспомогательных работ принимаем бульдозеры ДЭТ-250.

Процесс отвалообразования экскаваторами осуществляется следующим образом. На отвальном уступе экскаватор устанавливается на рабочей площадке, ниже отметки головки рельсов разгрузочных путей на 4 - 6 метров. В пункте разгрузки состава экскаватор создаёт приёмную яму обычно на длину 1 - 2 думпкаров и ёмкость, обеспечивающей разгрузку 2 - 4 думпкаров. Состав с породой, поданный на отвал, устанавливается против приёмной ямы, и вагоны разгружаются по одному-двум, с постепенной протяжкой состава. Экскаватор отгружает породы: впереди себя, создавая площадку для продвижения вперёд; в бок с поворотом на 180?, используя максимально радиус разгрузки ковша, чтобы сократить число передвижек и увеличить приёмную способность отвала; позади себя до отметки кровли уступа, учитывающей последующую усадку пород. Экскаватор продвигается вперёд настолько, чтобы рабочие размеры позволяли повторять все операции по отгрузке пород и формированию отвала. Произведя отвалообразование на всей длине тупика, экскаватор делает новую рабочую площадку, поверхность осыпанных пород планируется, и краном перекладываются железнодорожные пути в новое положение. После этого цикл работ повторяется.

Отвалообразование производим в два яруса.

Первый ярус отсыпает экскаватор ЭКГ-12,5(16), на высоту 30м и радиус разгрузки 19,9м. На втором ярусе складирование производит экскаватор драглайн ЭШ-13.50. Драглайн отсыпает на высоту 30м и радиус разгрузки 46,5м.

Определяем эксплуатационную производительность ЭКГ-12,5

Qэ = 3600 * Е * kн * kи*kз*kтр / tц * kр, мі (9.1)

Qэ = 3600*12,5*0,8*0,83*0,95*0,7/28*1,35 = 499,3 м3

Определяем сменную производительность ЭКГ-12,5

Qсм = Qэ · tсм мі (9.2)

Qсм = 3994,8м³

Определяем суточную производительность ЭКГ-12,5

Qсут = Qсм * nсм*kис, мі (9.3)

Qсут = 9947,2 м3

Определяем годовую производительность ЭКГ-12,5

Qг = Qсут · nс.г., мі (9.4)

Qг = 2626052,3 м3

Определяем эксплуатационную производительность ЭШ - 13/50 по аналогичной методике

Qэ = 3600 · Е · kн · kи ·kз ·kтр / tц · kр,мі(9.5)

Определяем сменную производительность ЭШ-13/50