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

Qсм = Qэ · tсм мі (9.6)

Определяем суточную производительность ЭШ-13/50

Qсут = Qсм · nсм · kис,мі (9.7)

Определяем годовую производительность ЭШ-13/50

Qг = Qсут · nс.г.,мі (9.8)

Определяем необходимое количество экскаваторов на отвальных работах

N_ЭКГ-12,5 = Vг.вскр. / Qг, шт (9.9)

N = 5660000/2626052.3 = 2.15 шт

N_ЭШ-13/50=Vг.вскр.-(Qг_{ЭКГ-12,5(16)}·N_{ЭКГ-12,5(16)})/Qг_ЭШ-13/50,шт(9.10)

Принимаю на отвальных работах 2 экскаватора ЭКГ-12,5 и один экскаватор ЭШ-13/50. при производстве работмеханической лопатой экскаваторный отвальный уступ делят на два подуступа: верхний (высотой 10 м) и нижний (высотой 25 м). На кровле верхнего подуступа располагаются транспортные пути, а на кровле нижнего - экскаватор. Для размещения пород мелкой фракции применяют экскаваторы-драглайны типа ЭШ 13/50.

Определяем шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике при использовании экскаватора ЭКГ-12,5 и ЭШ 13/50

Ао = vRчІ - (lб / 2)І + Rр м (9.11)

где lб-длина фронта разгрузки, равная длине 2-х думпкаров, м

Ао.эш = v46,52 - (352/4) + 66,5 = 100 м

Ао.экг = v15,62 - (202/4) + 20 = 32 м

Определяем приемную способность отвального тупика между двумя передвижками рельсового пути

V = Lтуп · hя · Ао / Кр м (9.12)

где Lтуп- длина отвального тупика, м

hя- высота яруса отвала, м

Vэш = 35*764*100*1,2 = 2228333 м3

Vэкг = 35*1528*32/1,2 = 1426133,3 м3

Число суток работы отвального тупика между двумя передвижками пути:



Тэш = 2228333/8712,1 = 255,8 суток

Тэкг = 1426133,3/9947,2= 143 суток

9.1 Рекультивация земель нарушенных горными работами

Рекультивация отвалов производится в два этапа.

Технический этап включает подготовку для последующего целевого использования в народном хозяйстве. К нему относятся: планировка, формирование откоса, снятие, транспортирование и нанесение почв и плодородных пород на рекультивируемые земли, строительство дорог, гидротехнических сооружений.

Биологический этап предусматривает мероприятия по восстановлению плодородных земель, осуществляемых после технической рекультивации. К нему относится комплекс агротехнических и фитомелиоративных мероприятий, направленных на возобновление флоры и фауны, восстановления их хозяйственной продуктивности. Биологическим этапом завершаются почти все направления рекультивации.

Технический этап рекультивации является составной частью общего технологического процесса горных работ. Ряд работ технического этапа, таких как снятие почвы, формирование отвалов необходимой формы, строительство водоёмов и другое, выполняется в процессе ведения горных работ основным технологическим оборудованием.

Величина опережающего снятия плодородного слоя почвы по отношению к верхнему вскрышному уступу, или нижнему ярусу внешнего отвала не должна превышать годового подвигания фронта горных (отвальных) работ.

Планировка поверхности отвала должна производится в соответствии с принятым направлением рекультивации в два этапа. Вторичная планировка производится после окончательной усадки отвала, период который определяется проектом, но не должен быть менее двух лет.

Нанесение почвы на поверхность отвала производится только после вторичной планировки. Считаю целесообразным производить технологию восстановления откосов отвалов с наименьшими затратами путём покрытия их потенциально плодородными породами (землёй) с последующим задернением травой и кустарниками. На межъярусных и верхних площадках рекультивация заключается в планировании плодородного слоя бульдозерами на этих площадках с последующей рассадкой кустарников.

Пожароопасные отвалы рекультивируются только после работ по предупреждению их самовозгорания. Обработка поверхности отвалов антипирогенными веществами, токсичными для растений, должна производится инъектированием на глубину не менее 3 м.



10. Осушение и водоотлив

Осушение поля №7 проектом предусмотрено подземным способом. Дренажная система включает в себя комплекс подземных горных выработок, восстающих и водоспускных скважин. Она сооружена на горизонте +120м и +20м, которые вскрываются наклонными стволами: со стороны р-за «Богатырь» используется наклонный ствол со стороны стационарного борта поля №7.

Дренажные выработки горизонта +120м обеспечивают осушение пород вскрыши на период строительства разреза и снятия гидростатического напора в стационарном борту разреза. С этой целью трасса штрека приходится на расстоянии 30-40 м по нормали от почвы угольного пласта 3 в породах междупластия пластов 3 и 4. Сооружаются околоствольный двор с водоотливным комплексом, два орта и квершлаг со стороны штрека к вентиляционным скважинам диаметром 800 мм. Общий уклон всех выработок направлен к водоотливному комплексу у наклонного ствола шахты №1 р-за «Богатырь».

Дренажный штрек горизонта +20м проведен непосредственно по угольному пласту 3 с целью осушения пород вскрыши и продуктивной толщи. Здесь также сооружается околоствольный двор с водоотливным комплексом у наклонного ствола поля №7, шесть ортов и квершлаг от штрека к вентиляционным скважинам главного проветривания диаметром 800 мм. Общий уклон всех выработок выдерживается к водоотливному комплексу у наклонного ствола поля №7.

Водоспускные скважины (диаметром 600 мм) бурятся с поверхности каждой нарезаемой разрезной траншеи на орты, штреки и квершлаги.

Бурение дренажных восстающих скважин осуществляется из специальных камер, пройденных с интервалом 300 м в подземных горных выработках - штреках, квершлагах, ортах; из каждой камеры веерообразно бурится 6 скважин диаметром 150 мм и длиной до 300 м (без крепления обсадными трубами).

Выдача дренажных вод на поверхность осуществляется: с горизонта +120 м - по водоотливным скважинам, пробуренным с поверхности на трубный ходок горизонта +20м - по трубопроводам, проложенным по наклонному стволу поля №7. На случай возможного затопления водоотливных устройств ливневыми и паводковыми водами предусмотрена изоляция дренажного штрека горизонта +120м с обеих сторон и околоствольного двора горизонта +120м у наклонного ствола поля №7 водонепроницаемыми перемычками с регулируемым выпуском воды (по производительности насосных установок). [7 с. 88]

Откачиваемая с разреза вода по трубопроводу направляется в озеро «Акбидаик».

Рисунок 10.1 - Схема осушения поля №7

где 1, 2, 3 - выработки соответственно осушающие на разрезе «Богатырь», проектируемые по углю по породе;

4, 5 - кровля и почва пласта №1 (ГОР, +20 М);

6, 10 - почвы пластов соответственно 2-го (гор. +20), 3-го (гор. +20м, кондиционный слой);

11, 12 - стволы наклонные соответственно №1 разреза «Богатырь» и разреза « Восточный»;

13, 14 - разведочные поля №7 и №8;

10.1 Определение притоков грунтовых, поверхностных и атмосферных вод в карьере

Основные притоки, воздействующие на угольные разрезы, формируются, главным образом, за счет статистических запасов грунтовых вод, приуроченных, как правило, к зонам тектонических нарушений и выветренной зоне угольных пластов. Условие питания и накопление подземных вод в целом по бассейну обусловлены засушливым климатом района и малым количеством осадков.

Пополнение вод происходит преимущественно за счет фильтрации атмосферных осадков в местах, где горные породы обнажены и имеют густую решетку трещиноватостей. Питание водоносного горизонта осуществляется, главным образом, в северно-восточной и восточной частях мульды, а так же на площадях водосбора озер Экибастуз и Карабидаик. Источниками питания подземных вод являются так же зоны перемятин.

Определяем статический приток воды, пересчитанный на часовой приток

Qст = (Кв*V)/8760, м3/час (10.1)

где V - годовой объём вынимаемой горной массы (уголь+вскрыша), м3/год

Кв - коэффициент водоотдачи

Qст = (0,025*17333333) / 8760 = 49,46 м3/час

Приток воды от атмосферных осадков определяется по формуле

Qат = (Ar / Fk) / (1000*8760), м/час (10.2)

где Ar - годовое количество осадков, м3/год

Fk - площадь карьера в плане, м2

Qат = (220*5010000) / (1000*8760) = 126 м/час

Приток воды в разрезе от инфильтрации атмосферных осадков определяется по формуле

Qинф = ((К1*Ar) * (Fc - Fk)) / (1000*8760), м3/час (10.3)

где К1 - коэффициент инфильтрации

Qинф = ((1,1*220) * (7467170 - 11638300)) / (1000*8760) = - 95 м3/час

Отсюда следует, что инфильтрация отсутствует.

Количество подземных вод притекающих в разрез принимаю по практическим данным 140 м3/час.

Испарения из разреза определяются по формуле

Qисп = (Аисп * Fk) / (1000*8760), м3/час (10.4)

где Аисп - испарение с поверхности разреза за год, мм

Qисп = (44 * 5010000) / 8760000 = 25,2 м3/час

Среднегодовой приток определяется по формуле

Qk = Qст + Qат + Qинф + Qпод - Qисп, м3/час (10.5)

Qk =49,46 +126 + 0 + 140 - 25,2 = 290,26 м3/час

Часовая производительность насосных установок определяется по формуле

Qp = (24 * Qk) / Птб, м3/час (10.6)

где Птб - время откачки воды в сутки (предварительно 20 ч)

Qp = (24*290,26) / 20 =348 м3/час

В соответствии с ПТБ водоотливные установки оборудуются одним рабочим и одним резервным нагнетательным ставом.

Для расчёта диаметра трубопровода принимаю скорость движения воды по техническим условиям (2,5м/сек).

Необходимый диаметр трубопровода определяется по формуле

Dтр = (4 * Qp) / (3600 * п * V), мм (10.7)

Dтр = (4*348) / (3600*3,14*2,5) = 0,049 мм

Диаметр трубопровода принимаю равный 50 мм.

Определю расчётную скорость движения воды

Vp = (4 * Qp) / (3600*п*Dтр), м/с (10.8)

Vp = (4*348) / (3600*3,14*0,05) =0,7 м/с

Определю напор насосной установки

Нр = Hr+(K3*(L/Dтр)+K4І+1)*VpІ, м (10.9)

Нр = 305+(0,04*(473/0,3)+25+1)*0,7І = 449 м

Геодезическая высота подъёма воды определяется по формуле

Hr = Hн + Hвс + Hп, м

где Нн - глубина расположения насосной установки, м;

Нвс - высота всасывания, м;

Нп - превышение трубопровода над отметкой

промплощадки разреза, м

Hr = 300 + 3 + 2 = 305 м

Длина трубопровода определяется по формуле

L = (Нн + Нп + Lвс + Lик + Ни) * ((I-sin(b))/sin(b)) + L1, м (10.10)

где L1 - длина трубопровода на поверхности разреза, м

b - угол наклона трубного ходка в насосной камере, градус.

L = (300+2+5+20+15)*((1-0,7)/0,7)+40)) = 373 м

Основываясь на предыдущих расчётах выбираю насос ЦНС - 300.

Число ступеней определю по формуле

Z = Нр / Нст (10.11)

Z = 449/125 = 3,6

Принимаю 4 ступени.

Потребная мощность двигателя определяется по формуле

N = 1,1*(1000*Qp*Hp) / (3600*102*np), кВт (10.12)

N = 1,1*(1000*603*449) / (3600*264*0,71) = 441 кВт

Принимаю электрический двигатель типа ВАО 143-4 (N = 500кВт, n = 1250об/мин)

Годовой расход электроэнергии на водоотлив определяется по формуле

Е = (1,05*1000*Qp*Hp) / (3600*264*nн*nдв*nс), кВт/год (10.13)

Е=(1,05*1000*603*449)/(3600*264*0,71*0,954*0,95) = 3393429 кВт/год

11. Охрана окружающей среды

Проектные решения по защите окружающей среды должны отвечать требованиям и быть оптимальными.

Согласно действующим положениям объёмы выбросов газов и пыли в атмосферу не должны превышать значений, при которых в атмосфере, вблизи жилых массивов, концентрация вредных примесей не должна превышать санитарных норм.

Основные требования, ограничивающие нарушение земельных участков при ведении открытых горных работ, состоит в следующем: предприятия обязаны выплачивать одновременную компенсацию за изымаемую землю или передать землепользователям равноценные участки рекультивируемых земель.

Величина компенсации определяется затратами на освоение новых земель, или в пределах 5-20 тыс. тенге за 1га.

Предприятия обязаны в ходе работ или не позднее годового срока после завершения работ, привести за свой счёт земельные участки в состояние, пригодное для использования их по назначению.

В условиях разреза могут иметь место скопления ядовитых газов и пыли. Поэтому, доступ рабочих на рабочие места, разрешается только после полного проветривания разреза в местах взрыва.

Доступ в разрез разрешается после замера содержания ядовитых газов в воздухе и их соответствие санитарным нормам, то есть содержание кислорода должно быть 20% и углекислого газа не более 0,5%. (11, с. 82)

Наибольшую опасность по запылению атмосферы разрезов представляют буровзрывные работы. При отсутствии средств борьбы с пылью запыленность достигает 200-400 мг/мі и более, а в результате массового взрыва образуется пылегазовое облако. К числу газов, выделяющихся при взрывных работах, относятся оксиды углерода и азота. Интенсивное пыле и газообразование происходит при выемочно-погрузочных работах, при работе колесного транспорта (запыленность вдоль дорог достигает 100-200 мг/мі). Наибольшую опасность представляет также и усреднительно-погрузочный комплекс. Поэтому необходимо применение орошения в местах перегрузки.

Для снижения запыленности воздушной среды при технологических процессах производят следующие мероприятия: засыпку поверхностей слоем щебня, укладку полотен из синтетических материалов, посадку культурных и дикорастущих растений на поверхностном слое укрепляемых пород или внесение в этот слой культур бактерий (железосульфатобактерий), что увеличивает вязкость пород; сокращение площади боковых поверхностей отвалов посредством уменьшения высоты и придания им геометрически правильной формы.

Для предупреждения пылеобразования при производстве массовых взрывов необходимо предварительное орошение водой или растворами поверхностно-активных веществ участков карьера, подготавливаемых к взрыву. Применение воздушно-механической пены, для покрытия поверхности транспортируемого материала, снижает запыленность воздуха.

Внедрение методов гидропылеподавления и систематической обработки дорог.

Замена дизельной техники на оборудование с электроприводом, замена автомобильного транспорта - железнодорожным, конвейерами.

Контроль за состоянием атмосферы производятся путем регулярных замеров температуры воздуха и его влажности, скорости и направления ветра, атмосферного давления и запыленности воздуха. Отбор проб для анализа производится не реже одного раза в квартал.

Для ликвидации вредного воздействия дренажных вод предусмотрена подача их на очистные сооружения с дальнейшим использованием для пылеподавления в разрезе.

Хозяйственно-бытовые сточные воды по напорным трубопроводам направляются на очистные сооружения.

Для пылеподавления на отвальных работах, предусматривается разгрузка ковша с высоты 1-3м.

12. Ремонт горного и транспортного оборудования

Открытый способ ведения горных работ в условиях Экибастузского угольного бассейна представляет неограниченные возможности применения мощного и сверхмощного оборудования, габариты, вес и производительность которого не ограничиваются горными условиями, что нашло отражение в данном проекте.

Высокий уровень механизации карьера, оснащение его разнообразным и мощным оборудованием, индустриальный характер работы - при круглогодовом и круглосуточном режиме работы оборудования - требует строгой организации технической эксплуатации этого оборудования, чем в значительной степени определяется эффективность использования механического оборудования, надежность его работы.

Ремонт машин составляет неотъемлемую часть их эксплуатации, а ремонтные базы являются неотъемлемой частью общего промышленного комплекса современных карьеров.

Система ремонтов машин и оборудования должна строиться на принципе предупреждения и полного исключения аварийных износов деталей и узлов. Этим принципам отвечает выработанная практикой, система планово-предупредительных ремонтов (ППР).

Под системой ППР понимается комплекс взаимосвязанных положений по техническому обслуживанию и ремонту оборудования с целью поддержания его работоспособности.

Система ППР включает планирование, подготовку и выполнение технического обслуживания и ремонта в требуемом объёме и в установленные сроки.

Сущность системы ППР заключается в том, что после наработки установленных объёмов или машино-часов производятся различные виды ТО и ремонтов оборудования, последовательность и периодичность которых определяется ресурсами деталей, узлов и агрегатов, условиями эксплуатации оборудования.

Общие положения о ремонте:

Структурой ремонтного цикла основного оборудования разреза предусмотрено проведение следующих видов ремонтов

- капитального (К)

- среднего (С)

- текущего (Т)

Положением о ППР согласно (приказа), предусматривается двухцикловая система ремонтов. уголь карьер разрез порода

По первому циклу ремонтируется вводимое в эксплуатацию из монтажа оборудование, по второму циклу - оборудование, которое прошло капитальный ремонт.

Периодичность, продолжительность и трудоёмкость ремонта амортизационного оборудования устанавливаются предприятием в каждом конкретном случае с учётом его технического состояния.

Ремонтные работы при текущих ремонтах выполняет обслуживающий персонал и ремонтные бригады в специально отведённое время в объёмах установленных заводом изготовителем.

Капитальные ремонты осуществляют с целью устранения неисправностей и полного, или частичного восстановления ресурсов. В результате проведения капитального ремонта машине возвращаются все ее паспортные эксплуатационные показатели: производительность, грузоподъемность, скорость и т.д.

Главная форма организации капитального ремонта, выполняется с привлечением ремонтных организаций.

Аварийные ремонты возникают в результате аварийных повреждений оборудования. По объёму ремонтных работ могут носить характер текущих, или капитальных.

Принимаем на горно-транспортном оборудовании агрегатно-узловой метод ремонта, при этом ремонтируемое оборудование разбиваем на узлы и агрегаты, которые ремонтируются и сдаются на склад ремонтного подразделения, а имеющиеся агрегаты и узлы на складе монтируются на оборудовании. За счет этого сокращается время ожидания ремонта.

Ремонтируем оборудование на ремонтных площадках. Она должна располагаться на целике, иметь ровное покрытие, подъездные пути, обеспечена электропитанием.

Оборудование обеспечивается системой технического обслуживания, предусматривающего проведение ежесменного (ЕО), ежесуточного (Со), еженедельного(НО), сезонного(СЗО). Ежемесячно предусматривают ремонтный осмотр (РО).В рамках ремонтного цикла предусматриваем текущий(годовой)(Т), средний(С), капитальный(К) ремонты.Проведение вида ремонта зависит от количества горной массы экскавируемой машиной (переработано) с последнего ремонта.

Таблица 12.1

Нормы и продолжительность ремонтов

Оборудование	Т	С	К
ЭКГ-12,5	3,6/26	7,5/35	15/70
ЭКГ-6,3У	2,3/35	7,4/35	14,5/61
ЭШ-13.50	2,5/35	7,5/35	15/62
SRs(k)-2000	9/45	27/80	54/110
BRs(k)-2000.65	9/45	27/180	54/180
ARs(k)-5500.65	9/45	27/180	54/180
УПМ	3,5/40	10,5/55	21/90
Штабелеукладчик	3,5/40	10,5/55	21/90



13. Электроснабжение карьера

Для электроснабжения горных работ принимаем схему с изолированной нейтралью. Для питания силовых электроприёмников принимаем переменный трёх фазный ток со следующими эксплуатационными напряжениями: 6кВ - для питания экскаваторов и перегрузочно-погрузочных машин; 0,4кВ - для бурового оборудования, освещения и других силовых токоприёмников. Схему электроснабжения разреза применяем комбинированную, расположение фидеров радиально-двухступенчатое.

Питание главная понизительная подстанция разреза получает от главной понизительной подстанции города двухцепной линией 110 кВ. От ГПП 110/35/6 кВ, посредством двух фидеров 35 кВ, запитывается передвижная подстанция 35/6 кВ, которая снабжает электроэнергией с помощью фидеров 6 кВ вскрышной участок. От ГПП в свою очередь фидерами 6 кВ запитаны: роторные экскаваторы, конвейеры, освещение, дренажная шахта и отвал.

Роторные и одноковшовые экскаваторы подключаются к воздушным линиям через приключательные пункты типа ЯКНО-10У и далее по гибкому кабелю.

Буровые станки и другие низковольтные потребители подключаются к ПКТП-6/0,4, которая запитана от воздушной линии 6 кВ.

Роторные экскаваторы SRs(k)­2000, межуступные и забойные перегружатели подключаются при помощи передвижных ВЛ-6 кВ и кабельных барабанов, СКП-1200/150 с ёмкостью барабана для кабеля 1200 + 150 м. Подключение оборудования к ВЛ-6 кВ осуществлено через приключательные пункты ЯКНО-6эр.

Электроснабжение подъёмных, соединительных и магистральных конвейеров выполнено от стационарных подстанций 6/0,4 кВ с распредустройством 6 кВ расположенных на бортах разреза.

Разводку кабелей 6 кВ от подстанции 35/6 кВ по всем подстанциям 6/0,4 кВ и объектам произведено по кабельной эстакаде.

Подстанция 6/0,4 кВ на промплощадке станции осуществляет электроснабжение конвейеров на усреднительно-погрузочном комплексе (УПК).

Расчётную активную и реактивную мощность определяем по формулам, и результаты заносим в таблицу

Рр = Ру · Ксп.т; Qр = Рр · tgцр (13.1)

где Ру - суммарная установленная мощность, кВТ

Ксп.т - коэффициент спроса.

Расход активной и реактивной электроэнергии определяем по формулам, и результаты заносим в таблицу

Wр = Рр · Ки · t; WQ = Qр · t (13.2)

где Ки - коэффициент использования

t - время работы в сутки.

Таблица 13.1

Техническая характеристика электроприемников

Наименование	К-во	Рн, кВт Sн, кВт	?Ру, кВт ?Sу, кВА	Ксп.т	сos цр	tg цр	Расчетная мощность	Ки	t, ч	Расход эл. энергии
							Рр	Qр			Wр	WQ
							кВт	квар			кВт·ч	квар·ч
ЭКГ-12УС	3	1250	3750	0,5	0,8	-0,7	1875	-1313	0,6	22	24750	-28886
		160	480	0,5	0,7	1	240	240	0,6	22	3168	5280
ЭКГ-6,3У	1	1250	1250	0,5	0,6	-1,32	625	-825	0,6	22	8250	-18150
		160	160	0,5	0,7	1	80	80	0,6	22	1056	1760
SRS(k-2000)	3	3250	9750	0,7	0,6	1,01	6825	6894	0,8	22	120120	151668
ЭКГ-12,5	2	1250	2500	0,5	0,8	-0,7	1250	-875	0,6	22	16500	-19257
		160	320	0,5	0,7	1	160	160	0,6	22	2112	3520
ЭШ-13/50	1	1250	1250	0,5	0,9	-0,7	625	-438	0,6	22	8250	-9336
		250	250	0,5	0,8	1	125	125	0,6	22	1650	2750
Отвальный мост	1	2*500+2*75	1150	0,7	0,8	1,1	805	885,5	0,8	22	14168	19481
ВRs(K)-2000.65	2	980	1960	0,7	0,8	1,1	1372	1509	0,8	22	24147	33198
КЛЗ	4	6*500	6000	0,7	0,9	1,1	4200	4620	0,8	22	73920	101640
					5
КЛС	2	3*500	3000	0,7	0,9	1,1	2100	2310	0,8	22	36960	50820
					5
КЛП	3	9*500	9000	0,7	0,9	1,1	6300	6930	0,8	22	110880	152460
					5
Итого по высоковольтной нагрузке	26582	21047		445911	446948
2СБШ-200Н	4	282	1128	0,7	0,7	1,0	790	798	0,6	7	3318	5586
						1,0
СБР-160.32	3	128	384	0,65	0,7	1,0	249	252	0,6	7	1045	1764
						1,0
ДКсТ-20000	7	20	140	0,4	0,9	0,1	56	6	0,5	11	308	62
ЦНС-300-60	1	630	630	0,6		0,5	378	189	0,7	17	4498	3213
Итого по высоковольтной нагрузке	1473	1245		9169	10625
Всего	28055	22292		455080	457573

Используя расчетные данные таблицы определяем расчетную мощность трансформаторов ГПП

Sр = vУРрІ + УQрІ кВА (13.3)

где УРр - суммарная расчетная активная мощность, без мощности вскрышного участка, кВт

УQр - суммарная расчетная реактивная мощность, без мощности вскрышного участка, кВт

Sp = v28055І + 22292І = 35833 Ква

На основании проведённых расчётов, учитывая, что от ГПП питаются потребители I и II категории, принимаем для ГПП 2 трехобмоточных трансформатора 110/35/6 типа ТДТН-16000/110. [12, с. 259]

Sр = vУРрІ + УQрІ кВА (13.4)

На основании проведённых расчётов принимаем для П/П 2 двухобмоточных трансформатора 35/6 типа ТМ-2500/35 [12, с. 248]

Расчет сечения воздушных и кабельных ЛЭП

Определяем расчетный ток нагрузки для электроприемников с равномерной продолжительной нагрузкой (конвейеров):

Iр.к=УРн · Кс / Uн · cos ц · ?3 А (13.5)

где Uн- номинальное напряжение, кВ

По полученным данным выбираем провод [13, с.135]

Определяем расчетный ток для наиболее нагруженного кабеля на конвейерной линии

Iр.к = УРн · Кс / Uн · cos ц · ?3 А (13.6)

Принимаем кабель [13, с. 250]

Определяем расчетный ток для экскаваторов ЭКГ

Iр.экг =v(УIа.д. + УIа.т.)І + (УIр.д. + УIр.т.)І,А (13.7)

где I а.д. - сумма активных составляющих расчетного тока приводных двигателей главных преобразовательных агрегатов одноковшовых экскаваторов, А

I а.т. - сумма активных составляющих тока двигателей вспомогательных механизмов, А

Iр.д.- сумма реактивных составляющих расчетного тока приводных двигателей, А

Iр.т. - сумма реактивных составляющих токов двигателей вспомогательных механизмов, А

Iа.д. = УРн · Кс / Uн · v3 А (13.8)

Iа.т. = УSн · cos ц · Кс / Uн · v3 А (13.9)

Iр.т. = УIа.т. · tg цт = 5,4 · 0,7 А (13.10)

Iр.д. = УIа.д. · tg цд = 60,1 · (-0,7) А (13.11)

Iр.т= 5,4 · 0,7 =3,78 А

Iа.т= 60,1 · (-0,7) = - 42,07 А

Принимаем кабель КГЭ 3*50+1*16

Определяем расчетный ток для экскаваторов SRs(k)-2000

Iр.srsk = ?УIа.д.І + УIр.д.І А (13.12)

Iа.д. = УРн · Кс / Uн · v3 А (13.13)

Iр.д. = УIа.д. · tg цд А (13.14)

Принимаем кабель КГЭ 3*120+1*35

Определяем расчетный ток нагрузки с низкой стороны для 2СБШ-200Н

Iр.н/в.сбш = Рн · Кс / Uн · cosцн · v3, А (13.15)

Определяем коэффициент трансформации

Кт = U1 / U2 (13.16)

Определяем расчетный ток с высокой стороны для 2СБШ-200Н

Iр.сбш = Iрн/в / Кт, А (13.17)

Принимаем кабель двойной кабель КГЭ 3*35+1*16

Определяем расчетный ток нагрузки с низкой стороны для СБР-160.32

Iр.н/в.сбр=Рн · Кс / Uн · cosцн · v3, А (13.18)

Iр.сбр = Iрн/в / Кт А (13.19)

Принимаем двойной кабель марки КГЭ 3*35+1*16

Выберем марку провода самой нагруженной фидерной линии на вскрышном участке от П/П

Iр.ф. = Iр.экг + Iр.сбш + Iр.сбр А (13.20)

Принимаем провод марки А-50.

Выберем марку провода самой нагруженной фидерной линии на добычном участке от ГПП

Iр.ф. = Iр.srsk + Iр.сбр А (13.21)

Принимаем провод марки А-95.

Расчет освещения

Общее освещение всего разреза производится светильниками с ксеноновыми лампами, установленными на высоких мачтах, которые устанавливаются вне фронта ведения горных работ и БВР. Управление общим освещением производится фотоавтоматами.

Расчет общего освещения произведем по методу коэффициента использования светового потока. Принимаем норму освещенности Ен = 5 лк



Определяем площадь территории разреза

S = А · В мІ (13.22)

где В - ширина разреза, м

А - длина разреза, м

Определяем суммарный световой поток, необходимый для освещаемой поверхности

УФ = Ен · S · Кз · Кп, лм (13.23)

где Кз - коэффициент запаса, учитывающий старение ламп и загрязнение светильников;

Кп - коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигурации освещаемой поверхности.

Для освещения принимаем ксеноновую лампу ДКсТ-20000 с Uн = 6000 В, Рл = 20000 Вт, Фл = 600000 лм, зсв = 0,8.

Находим требуемое число ламп

Nл = УФ / Фл · зсв ламп (13.24)

Определяем высоту установки ксеноновой лампы

Н = 0,011 · vФл / Еmin, м (13.25)

где Еmin- минимальная норма освещенности, лк

Определяем мощность осветительных трансформаторов

Sт1=УРл·10?і/зс·зсв · cosцос, кВА (13.26)

Sт1=УРл·10?і/зс · зсв · cosцос,кВА(13.27)

где зс- к.п.д. осветительной сети

cosцос- коэффициент мощности для ламп накаливания

Принимаем трансформатор типа ТМ - 63 и трансформатор типа ТМ - 100.

Произведем расчет тока нагрузки проводов и кабелей осветительной сети

Iп = Рл · в · а / Uн · cosцос · зсв · v3 А (13.28)

где в - число отдельных групп

а - число ламп в группе

Исходя из условия Iр ? Iдоп и условия механической прочности принимаем алюминиевый провод А-35

Iг.к = Рл / Uн · cosцос · зсв · v3 А (13.29)

Исходя из условия Iр ? Iдоп и условия механической прочности, принимаем кабель КГ - 3х16 + 1х6 + 1х6 [13, с. 250]

Расчет заземления

В соответствии с ПТЭ и ПТБ при эксплуатации электроустановок при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом должны быть сооружены защитные заземляющие устройства, к которым надежно должны быть подключены металлические части электроустановок и корпуса электрооборудования, не находящиеся под напряжением, но которые могут в случае повреждения изоляции оказаться под напряжением.

Заземление производится с помощью устройств, которые представляют собой совокупность заземлителя и проводников, которые соединяют заземляющие части электроустановок с заземлителем.

Заземление на разрезах выполняется общим для электроустановок напряжением до и выше 1000В, при этом величина сопротивления заземления не должна превышать 4 Ом.

Заземляющие устройства состоят из главного заземлителя, магистральных заземляющих соединительных проводов, местного заземлителя, который устанавливается у передвижных приключательных пунктов. Минимальное сечение магистральных для заземляющих проводов А должно быть Smin ? 35 ммІ.

Расчет заземления ведем исходя из условий, что

Rз.общ = Rз.к + Rз.пр+ +Rз.ж ? 4 Ом

Определяем сопротивление заземляющего провода, прокладываемого по опорам ВЛ - 6 кВ, в качестве которого принимаем провод марки А-35 сечением 35 ммІ для которого удельное активное сопротивление Rо = 0,91 Ом/км

Rз.пр = Rо · L Ом (13.30)

где L- величина самой длинной фидерной линии, км

Определяем сопротивление заземляющей жилы кабеля

Rз.ж = Lк / г · S Ом (13.31)

где Lк - длина кабеля, м

г - удельная проводимость заземляющей жилы, Ом/м

S - площадь сечения заземляющей жилы кабеля, ммІ

Определяем допустимое сопротивление центрального заземляющего контура

Rз.к. = 4 - Rз.пр - Rз.ж Ом (13.32)



Центральный заземлитель выполняется из стальных труб диаметром 5см и длиной 400см. Верхний конец трубы находится на 20см выше поверхности, трубы соединяются между собой стальной полосой шириной 2,5см.

Определяем сопротивление заземляющего контура

Rз.к = (Rтр · Rп) / (Rтр · + Rп · тр · n) Ом (13.33)

где Rтр - сопротивление трубчатого заземления

п и тр - коэффициент использования электродов заземления, соответственно полосового и трубчатого.

Rтр = р / (2 · П · l) · ln ((4 · l) / d) Ом (13.34)

где р - удельное сопротивление грунта, Ом

l - длина трубы, см

Rn - сопротивление полосового заземления, Ом

Rп = р / (2 · П · l) · ln ((2 · l²) / в · t) Ом (13.35)

где в - ширина полосового электрода, см

t - глубина заложения, см

l - длина полосового электрода, см

n - число трубчатых электродов заземляющего контура

n = Rтр / Rзк шт (13.36)

Общее сопротивление заземления

Rз.общ = Rз.к + Rз.пр + Rз.ж Ом (13.37)

Также для защиты людей от эл тока при нарушении изоляции, применяем устройства контроля изоляции, для сетей напряжением 380В и 220В, типа УАКИ 380 и УАКИ 220.

Мероприятия по компенсации реактивной мощности

Определяем коэффициент мощности

cosц = Wр / vWрІ + WQІ (13.38)

Так как коэффициент мощности ниже чем 0,92 необходимо применять мероприятия для его повышения, т.е. необходимо компенсировать реактивную мощность.

Для компенсации реактивной мощности проектом принимается установка статических конденсаторов. Статические конденсаторы изготовляют из определенного числа секций, которые в зависимости от рабочего напряжения и расчетной величины реактивной мощности соединяют между собой параллельно, последовательно или комбинированно.

Размещение конденсаторов в сетях напряжением до 1000 В и выше должно удовлетворять условию наибольшего снижения потерь активной мощности от реактивных нагрузок. При этом возможна компенсация:

а) индивидуальная - с размещением конденсаторов непосредственно у токоприемника. В этом случае от реактивных токов разгружается вся сеть системы электроснабжения (сети внешнего и внутреннего электроснабжения и распределительные сети от токоприемников). Однако недостатком такого размещения является неполное использование большой установленной мощности конденсаторов, размещенных у токоприемников;

б) групповая - с размещением конденсаторов у силовых шкафов и шинопроводов в цехах. В этом случае распределительная сеть до токоприемников не разгружается от реактивных токов, но значительно увеличивается время использования батареи конденсаторов по сравнению с индивидуальной компенсацией;

в) централизованная - с подключением батареи на шины 0,38 и 6-10 кВ подстанции.

В первом случае от реактивных токов разгружаются трансформаторы подстанции, тогда как питающая и распределительная сети низшего напряжения от реактивных токов не разгружается. Во втором случае от реактивных токов разгружаются только сети энергосистемы, а трансформаторы подстанции не разгружаются.

Конденсаторы напряжением 6-10 кВ следует устанавливать на цеховых подстанциях, имеющих распределительные устройства напряжением 6-10 кВ, на распределительных пунктах и, как исключение на ЦРП или ГПП. Но безшинных цеховых подстанциях батареи конденсаторов 6-10 кВ устанавливать не рекомендуется. Мощность рассматриваемых батарей конденсаторов не должна быть менее 400 квар при присоединении конденсаторов через отдельный выключатель и не менее 100 квар при присоединении конденсаторов через общий выключатель с силовым трансформатором, асинхронным двигателем и другими электроприемниками. Мощность конденсаторных батарей, устанавливаемых у групповых щитков, рекомендуется принимать не менее 30 квар.

При определении места установки статических конденсаторов следует учитывать увеличение мощности электрооборудовании цехов промышленных предприятий и электроснабжение цехов от комплектных встроенных подстанций типа КТП с трансформаторами до 1000 кВА и выше. В этих случаях основным способом повышения коэффициента мощности становится установка конденсаторов на шинах 0,38 кВ КТП. При этом чаще применяют групповую компенсацию с размещением конденсаторов у силовых щитов и магистральных шинопроводов, так как большинство типовых проектов ТП или ТП-РП не предусматривают места для установки комплектных конденсаторных установок (ККУ).

Защита от атмосферных перенапряжений

Район города Экибастуза относится к району, с умеренной грозовой активностью с числом грозовых часов в год = 33.

Для защиты электрических сетей от атмосферных перенапряжений принимаем разрядники, защитные промежутки, стержневые и тросовые молниеотводы.

Стержневые и тросовые молниеотводы предназначены для защиты объектов от прямых ударов молнии.

Стержневой молниеотвод состоит из молниеприёмника в виде металлического шпиля и токоотвода, соединяющий молниеприёмник с заземлителем, предназначенным для отвода токов молнии в землю. Молниеотвод должен иметь большую высоту, чем защищаемый объект.

Тросовым называют хорошо заземлённый на каждой опоре провод, расположенный выше фазных проводов ЛЭП.

В соответствии с требованиями ПТЭ и ПТБ при эксплуатации электроустановок, а также ПТЭ и ЕПБ при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом сооружаем защитные заземляющие устройства, для защиты людей от поражения электрическим током при замыкании на корпуса электрооборудования.

Заземление производится с помощью устройств, которые представляют совокупность заземлителей и проводников которые соединяют заземляющие части электроустановок с заземлителем.

Заземление на разрезе выполняем общим для электроустановок до и выше 1000В=4Ом, при этом величина сопротивления заземления не должна превышать 4Ом, для низковольтной аппаратуры и 10Ом, для высоковольтной сети и передвижного оборудования.

Заземляющее устройство состоит из главного заземлителя, магистрального заземляющего провода, местного заземлителя. Местный заземлитель устанавливается на последней опоре воздушной линии.Количество заземлителей должно быть не менее двух, на питающую линию.



14. Автоматизация производственных процессов

14.1 Автоматизация горно-транспортных комплексов

Автоматизация горных машин и их комплексов на карьерах в широком смысле имеет целью осуществить: управление отдельными рабочими операциями или всей машиной (комплексом машин), контроль работы наиболее ответственных их узлов, защиту механизмов в аварийных ситуациях и учет работы машин (комплексов) в системе оперативно-диспетчерского управления горным предприятием. Объектами автоматизации на современных горных предприятиях являются все виды механического оборудования, обеспечивающие комплекс работ от подготовительных до отгрузки или складирования конечного продукта добычи или вскрышной породы при отвалообразовании. Требуемый уровень автоматизации горно-транспортных машин различен и зависит от выполняемой ими функции в цепочке машин, обеспечивающих технологический процесс.

Поточная технология ведения горных работ с применением горно-транспортных комплексов непрерывного действия принципиально позволяют осуществить наиболее полную их автоматизацию на основе взаимосвязанного управления перемещением машин и их рабочих органов. Управление современным карьерным оборудованием представляет собой сложный комплекс получения информации о рабочем процессе и состоянии оборудования, решений и воздействия на органы управления в соответствии с этими решениями.

Применительно к отдельным машинам и установкам комплекса актуальными задачами автоматизации являются:

- для каждого подвижного объекта комплексно-автоматический контроль положения и программного управления движения по заданным траекториям;

- для роторных экскаваторов - автоматическое регулирование производительности и нагрузки;

- программное управление установочными и технологическими перемещениями рабочего органа при отработке забоя и селективной выемке полезного ископаемого, а также автоматической дозировке загрузки железнодорожных вагонов (при работе по добыче);

- для конвейерных установок - полная автоматизация запуска и останова, дистанционный контроль состояния конвейеров, загрузки лент и производительности;

- для отвалообразователей - программное управление отсыпкой отвалов (согласование объемов вскрыши и с вместительностью отвального пространства), формообразование и первичное планировка отвалов;

- для перегружателей и перегрузочных устройств - автоматическая взаимная ориентация перегрузочных органов смежных машин с целью обеспечения непрерывности грузопотока.

Основными автоматизируемыми процессами в области циклической технологии на открытых разработках являются бурение, выемка и погрузка горной массы в транспортные сосуды и её транспортирование железнодорожным транспортом.

Оценка работы горно-транспортного комплекса производится на основе измерения объемов добытой горной массы, качества усреднения сырья, равномерности подвигания фронта работ и потерь производительности, вызванных простоями оборудования. Результаты измерений являются информацией, используемой для управления технологическим процессом производства. Выбор структуры автоматизированной системы контроля и управления (АСКУ) комплексом непрерывного действия в общем случае может быть сделан неоднозначно в зависимости от принятого критерия оптимальности, однако всегда предполагает обязательное участие человека (оператора) в контуре управления. Рациональная степень автоматизации зависит от конкретных технологических задач и горнотехнических условий, пригодности объекта к автоматизации, имеющихся технологических средств.

Наибольшее распространение получили иерархические многоуровневые структуры, преимуществами которых являются децентрализация функций контроля и управления и автономность нижних уровней (рангов) по отношению к верхним, обеспечивающие помехоустойчивость и надёжность. В таких структурах можно выделить три уровня:

- диспетчерского контроля;

- управление подвижными объектами (экскаваторами, перегружателями,

- отвалообразователями) и конвейерным транспортом;

- локальных подсистем автоматического регулирования и управления отдельными процессами и операциями (регулирование производительности экскаватора, натяжения ленты).

Центральный диспетчерский пункт оборудуется мнемосхемой комплекса, средствами связи, а также управляющей вычислительной машиной (ВМ) с устройствами ввода и вывода информации. Операторские пункты машинистов роторного экскаватора, перегружателя и отвалообразователя оборудованы щитами управления, мнемосхемой, средствами связи, бортовой ВМ. Подсистема технологического контроля и управления конвейерными линиями подчинена непосредственно диспетчеру комплекса. Подсистемы, являющиеся подсистемами второго ранга иерархии, связана информационными связями, необходимыми для согласованного управления ими. Из множества возможных локальных систем нижнего ранга на схеме выделены только наиболее характерные подсистемы автоматического определения координат экскаватора, перегружателя и отвалообразователя; автоматического управления движением машин по заданным траекториям программного управления перемещением отвалообразователя; автоматического регулирования производительности экскаватора; дистанционного управления конвейерами машин; пространственного согласования перегрузочных органов; автоматического натяжения и центрирования лент конвейерной линии сблокированного запуска - останова конвейеров и переключения потоков горной массы; очистки лент и барабанов; удаления металла из грузопотока; контроля состояния конвейеров и хода процесса транспортирования горной массы. Многочисленные непосредственные информационные связи между подсистемами нижнего ранга на схеме не показаны. Соответствующие группы подсистем связаны с роторным экскаватором, перегружателем, конвейерными линиями и отвалообразователем.

Информация о состоянии оборудования и о ходе технологических процессов, циркулирующая в системе контроля и управления комплексом непрерывного действия, по назначению разделяется на аварийную, одновременно отключающую весь комплекс или отдельные его части, и предупредительную, извещающую о возможности возникновения аварий или об отклонении технологических режимов от допустимых рабочих пределов (используется при оперативном управлении).

Существенное снижение аварийности и повышения эффективности работы комплексом могут быть достигнуты только при значительном улучшении информационного обеспечения диспетчера и машинистов предупредительной информацией. При этом способе особое внимание должно уделяться контролю за работой конвейерных установок и пунктов перегрузки.

14.2 Автоматизация одноковшовых экскаваторов

Машинист одноковшового экскаватора в течение одного цикла выполняет 12-18 операций, совершая до 90 движений в минуту.

Ручное управление экскаватором при мгновенных изменениях условий работы затрудняет эффективное ведение процесса, уменьшает производительность машиниста. Выполнение рабочих операций на высоких скоростях, особенно в сложных условиях и к концу смены, сказывается на физических возможностях человека, поэтому разница в производительности экскаватора управляемого разными машинистами, может достигать 40%. Для автоматизации одноковшовых экскаваторов осуществляется автоматическое управление операциями копания, поворотом экскаватора, учёт производительности и расход электроэнергии.

14.3 Автоматизация роторных экскаваторов

При автоматизации роторных экскаваторов, осуществляется регулирование производительности и нагрузки на рабочие механизмы. В основные по управлению роторными экскаваторами можно подразделить на три группы:

- управление процессом копания, то есть управление обеспечивающее заданный режим работы механизмов и требуемое количество экскавируемой массы;

- управление установочными работами (перемещение экскаватора, опускание и подъём стрелы, ограничение угла поворота стрелы) не связанными непосредственно с процессом копания;

- управление операциями согласования работы экскаватора с другими машинами комплекса.

Для машин среднего и большого класса по производительности применяется автоматизация процесса копания, основанного на принципе регулирования по отклонению фактического значения производительности от заданного.

Стружка снимаемая экскаватором имеет в плане серповидную форму, вследствие чего при повороте ротора к краям забоя происходит уменьшение объёмов угля попадающего в ковши, что приводит к потере производительности.

Задающее воздействие формируется в виде произведения сигналов, пропорциональных 1/cos и скорости поворота. Перемножение сигналов производится с помощью потенциометра ПУ. Для повышения точности обработки в системе используется сигнал обратной связи по скорости, формируемый тахогенератором ТГ. Сигналы стабилизируются трансформатором СГ. Угловое положение механизма поворота МП определяется датчиком-сельсином.

Для автоматического управления процессом бурения станками шарошечного бурения, разработано устройство для измерения осевой нагрузки на забой скважины.

14.4 Автоматизация ленточных конвейеров

Конвейерному транспорту по характеру рабочего процесса свойственна автоматичность действия, что и отличает его от других видов транспорта.

Для повышения эксплуатационных показателей и максимальной безопасности и безотказности необходимо применение дистанционного управления, автоматического контроля рабочих процессов и автоматического регулирования электропривода.

При дистанционном управлении пуск конвейеров осуществляется с централизованного пункта кратковременным нажатием кнопки «ПУСК» в определённой последовательности. Выключение конвейеров производится в обратной последовательности с того же пункта нажатием кнопки «СТОП».

Вся система конвейеров сблокирована таким образом, что пуск конвейеров во избежание подачи груза на не выключенный конвейер производился против направления потока. Для уменьшения потерь времени на период пуска двигатель каждого стоящего сзади конвейера должен включатся после полного разгона ленты впереди стоящего конвейера до нормальной скорости. Скорость ленты контролируется датчиком скорости.

Плановая остановка линии производится в последовательности обратной движению груза, так, чтобы от груза освободились все конвейера и чтобы последующий пуск происходил при незагруженных конвейерах.

При необходимости экстренной остановки немедленно должны остановиться предыдущие аварийному, конвейера, но не последующие.



15. Аэрология карьера

С увеличением глубины разреза, оснащенного высоко-производительной техникой и интенсификации добычных работ происходит увеличение степени загрязнения воздуха пылью и газами, не только непосредственно у источников выделения вредных примесей, но и общей атмосферы разреза.

Основными источниками выделения вредных примесей на разрезе следует считать:

- взрывные работы,

- бурение скважин буровыми станками,

- образование пыли, газа и паров при работе бульдозеров,

- выделение газов при пожарах угля, склонного к самовозгоранию, а также выделение газа и пыли от выветривания пород и процессов окисления угля,

- образование тепла, газа и пыли экскаваторами при погрузочных работах,

- выделение газа и пыли при транспортировке угля и вскрыши железнодорожным и конвейерным транспортом, занос газа и пыли в разрез от внешних источников.

Общая запыленность над разрезом возникает не только при заносе пыли в карьер поступающим воздухом при скорости 3 - 4 м/с или при непрерывном выветривании обнаженных пород, но и в случае, когда суммарная интенсивность источников пылевыделения в разрезе мала. Это явление объясняется аэродинамикой воздушных потоков в разрезе.

Вопрос оздоровления нормальных условий атмосферы разреза является неотложной задачей повышения безопасности труда в разрезе, а проблема борьбы с пылью и газом заслуживает такого же серьезного внимания, какое им уделяется в шахтах.

Для создания нормальных атмосферных условий труда первостепенное значение приобретает организационные инженерно-технические мероприятия, мероприятия по контролю и прогнозу атмосферы, которые должны обязательно сочетаться со средствами локализации и подавления вредных выделений с применением изолированных от внешней среды кабин и механизмов, в которые чистый воздух подается специальными фильтрами и вентиляционными установками.

Роль интенсивного воздухообмена в улучшении атмосферных условий огромна. Однако, даже весьма интенсивный воздухообмен, обусловленный сильными ветрами, характерными для района Экибастуза, не обеспечивает на глубине 100 метров и более, нормальных атмосферных условий на рабочих местах.

Для обеспечения нормальных атмосферных условий на разрезе должен быть принят комплекс инженерно-технических мероприятий, как по предупреждению пылегазовыделения в разрезе, так и по подавлению витающей пыли.

К таким мероприятиям относятся:

- проведение взрывных работ в дневные часы и запрещение их проведение в часы интенсивного проветривания, т.е. при накоплении в разрезе холодного и загрязненного воздуха,

- применение средств подавления газов и пыли непосредственно у источников их образования,

- изоляция кабин экскаваторов, бульдозеров, тепловозов и снабжение их фильтровальными устройствами,

- введение обязательного и систематического газового и пылевого контроля атмосферы в разрезе и организация пыле вентиляционной службы,

- введение обязательных предварительных и периодических медицинских осмотров лиц работающих в разрезе,

- соблюдение требований проекта комплексного обеспылевания разреза,

- отбор проб воздуха на экскаваторах и буровых станках один раз в месяц.

Поверхность карьера лишена поверхносной растительности, имеет разницу в составе почвы. По мере углубления возрастает суммарная площадь поверхности. Определенное влияние на тепловой режим влияет внутреннее тепло земли, с углубкой на 30 - 40 метров на 1є с. Из за неравномерного прогревания скорость ветра достигает 1,5 м/с.

Глубина проектируемого разреза равна 300метра. Разрез относится к стадии, которой характерна такая глубина и проектируемые размеры в плане.

Рисунок - 15.1 Рециркуляционная схема проветривания

Оценка эффективности проветривания

1. Зависит от глубины разреза, возможны все схемы проветривания. Поэтому расчеты должны производится в зависимости от отношения H / L.

H / L ? 0,1 - прямая и прамоточно - рециркуляционная.

0,1 < H / L > 0,2 - рециркуляционная схема проветривания.

H / L > 0,2 - рециркуляционно прямоточная.

2. Учитывать всевозможные загрязнения, внутренние и внешние при самом неблагоприятном их сочетании, то есть при большом загрязнении и малых скоростях ветра. Затем определяют необходимое количество воздуха для проветривания.

Определим расход воздуха Q(м³ /с), вовлекаемого в проветривание на участке L1

Q1 = V0ср.*h*в1к, м3/с(15.1)

где V0ср-средняя скорость движения воздуха на поверхности в слое высотой h, участвующего в проветривании участка L1, м/с;

в1к = 450 - средняя ширина карьера для участка L1, в направлении, перпендикулярном направлению ветра, метров;

h=0,48H

Рисунок - 15.2 Схема воздухообмена

Расход воздуха Q2(м³/с), участвующий в воздухообмене карьерного пространства, для участка L2 определяется как для открытой площадки^:

Q2 = г · Uоср · L2 · в2к · k,м³/с(15.2)

где L2 - характерный размер площадки в направлении ветра, м;

в2к - размер площадки в направлении, перпендикулярному вектору ветра, м;

г = 0,67-коэффициент, учитывающий изменение Uоср для участка L2;

k = 0,129-коэффициент, учитывающий турбулентную структуру потока в условиях турбулентности;

Характерный размер площадки L2 (в метрах) в направлении ветра

L2 = Lп - Н · ctgб2,м (15.3)

где Lп-характерный размер площадки, м



Qх = Q1 + Q2, м³/с(15.4)

Определим величину концентрации Сх (в мг/м³) в карьерном пространстве, по формуле

Сх = ( · g · F) / Qх,мг/м³ (15.5)

где = 1 - поправочный коэффициент, учитывающий приращение площади карьера за счёт появления наклонных бортов;

g - интенсивность эквивалентного источника выделения вредных веществ в карьере с единицы площади, мг/см²