Транспортная система рудника

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Характеристика месторождения полезного ископаемого

1.1 Горно-геологическая характеристика

1.2 Горнотехнические условия

2. Технологический расчёт пневмоколесного транспорта

2.1 Производительность рудника

2.2 Проектный расчет самоходных машин (вагонов)

2.3 Расчёт сил, действующих на транспорт

2.4 Проверочные расчеты

2.5 Динамические характеристики

3. Расчёт конвейера

3.1 Исходные данные

3.2 Ферма для установки ленточного конвейера

3.3 Потребная мощность на приводном барабане

3.5 Усилия натяжения в ветви ленты

3.5 Количество прокладок и толщина ленты

3.6 Размеры барабана конвейера

3.7 Передаточное число редуктора

4. Оценка экономической составляющей

4.1 Стоимость оборудования

4.2 Фонд заработной платы

4.3 Расчет текущих затрат

Заключение

Список литературы

Введение

Транспортная система рудника является одной из самых капиталоемких систем добычи полезных ископаемых, в связи с чем ей уделяется особое внимание. Большая трудоемкость и топливно-энергетические затраты системы транспортировки руды составляют 30-40% затрат предприятия, соответственно, предлагают высокую стоимость продукции.

Транспортную систему следует проектировать в соответствии с наибольшей эффективностью производства. Для оценки эффективность следует произвести расчет капитальных инвестиции в систему, затем определить долю денежных средств, приходящихся на единицу производительности.

Примером рассмотрения системы транспорта является действующий рудник с заданной производительностью. Целью работы становиться разработка схемы транспортировки руды. Можно выделить следующие задачи:

- ознакомление с горнотехническими и горно-геологическими характеристиками производства;

- разработать наиболее оптимальный вариант транспортировки руды самоходным транспортом по следующим критериям: энергоемкость, капиталоемкость, капитальные затраты;

- разработать систему непрерывной откатки руды до бункера-накопителя, согласовать ее с производительностью самоходного транспорта;

- оценить экономическую эффективность разработанной системы.

Исходные данные

Расчет участков движения пневмоколесного транспорта

Длина проекции линии транспортировки составляет 300 метров. Длина участка без уклона:

L_1-1= 300 х 4= 92,3 метра.

Введем вспомогательную величину, которая будет стороной прямоугольного треугольника и поможет найти длину наклонного участка (гипотенузу треугольника): L_всп= 207 метров.

Тогда длина наклонного участка из прямоугольного треугольника будет равна:

L_1-2= ² = 209 метров.

Таблица 1 - Исходные данные

Наименование	Значение	Размерность
Годовая производительность, А	540	Тыс.тон/год
Участок наклонный, L1-1	92	метров
Участок под конвейер L2-1	420	метров
Уклон участка 1-1	9	промилле
Наклон участка 2-1	0	промилле
Размерность породы	140	мм

1. Характеристика месторождения полезного ископаемого

1.1 Горно-геологическая характеристика

ОАО «Тыретский солерудник» добывает соль шахтным способом из пятого соляного пласта толщиной 16 метров, расположенного на глубине 580 м, вскрытого двумя центрально сдвоенными стволами диаметром 6 метров, выложенных чугунными кольцами толщиной до 100 мм, проходящих от поверхности до места добычи соли через 6 водоносных слоев. Ежесуточно из соляного пласта добывается более 1 тыс. т натуральных кристаллов каменной соли. Добыча соли в шахте производится на глубине 580 м с помощью горнопроходческих комбайнов "Урал-10" и "Урал-20", формирующих своими режущими дисками и зубчатыми валами в соляном пласте систему камер шириной 11 м и длиной до 270 м в форме двусторонней гребенки. Температура в камерах постоянно поддерживается на уровне 18 °С при температуре пласта 10 °С. От места спуска до основных разработок рабочих перевозит специальный транспорт "Крот" на расстояние более 2,5 км, общая длина выработок - более 35 км. Крупнокусковая отбитая комбайнами соль перевозится самоходным транспортером до вертикальных солеспусков. Далее транспортируется через нижний конвейерный горизонт в накопительный бункер на глубине 640 м, откуда посредством двух скипов - квадратных лотков с открывающимся дном объёмом по 15 м³ поднимается по отдельному шахтному стволу на поверхность и транспортируется на солефабрику

1.2 Горнотехнические условия

В соответствии с утвержденным проектом 1968 года и выполненной затем рабочей документацией, вскрытие первоочередных запасов V пласта произведено двумя вертикальными сдвоенными стволами:

1) главным стволом, оборудованным скиповым и аварийным клетьевым подъёмом;

2) вспомогательным стволом, оборудованным клетьевым подъемом.

Расстояние между стволами - 150 м, оно определяется оптимальным расположением выработок околоствольного двора при принятых схемах транспорта и вентиляции рудника, с учетом планировочных расчетов промплощадки.

Исходя из условий наименьших затрат на подземный транспорт, при вытянутом в меридеальном направлении шахтном поле, стволы должны быть расположены в районе линии разведочных скважин 7с-9с-13с, которая делит шахтное поле на два равных по площади крыла (Южное и Северное). При этом возможны три варианта расположения с I волов:

1. В центре шахтного поля (в районе 9 скв.)

2. На восточном фланге месторождения (в районе 13 скв.)

3. На западном фланге месторождения (500 м западнее 7 скв.)

Возможность столь широкого предела при выборе места заложения стволов объясняется идентичностью гидрологических условий шахтного поля, а так же выдержанностью V пласта и водозащитной толщи, мощность которой находится в пределах 45-48 м.

На основании сравнения вариантов стволы были заложены у западной границы месторождения за контуром запасов категории В+С1.

Стволы проходят до V (промышленного) пласта, при этом глубина главного ствола определяется из условия расположения бункера соли, комплекса загрузки скипов и горизонта сбора просыпки и соли. Принятое месторасположение стволов выгодно отличается близостью промплощадки рудника от существующих транспортных коммуникаций железной дороги и автодорог.

В связи с применением комбайнового способа добычи, комплекс подземного дробления соли не предусматривается.

2. Технологический расчёт пневмоколесного транспорта

2.1 Производительность рудника

Годовая производительность рудника составляет 540 тыс. т / год. Нам следует рассчитать приблизительную часовую производительность. Для этого примем график работы, с учетом того, что работают два забоя, и имеют примерно одинаковую производительность.

Исходя из принятого графика работы, рассчитаем часовую производительность:

Q_общ= = = 112,5 т.

Рассчитаем производительность одного забоя:

Q₁= = 56,25 т.

2.2 Проектный расчет самоходных машин (вагонов)

На руднике используются проходческие комбайны Урал-10 и Урал-20 А. В парах с ними работают шахтные самосвалы. Номинальная производительность комбайна составляет в среднем 6 м³/мин, грузоподъемность самоходного вагона 30 тонн. Приблизительное время загрузки транспорта 5 составляет минут. Рассчитаем количество рейсов, которые необходимо сделать транспорту для выполнения нормы, фиксированной на час:

p= = =3,75? 4,

где d- грузоподъемность самоходного вагона, т.

Произведем анализ времени цикла звена комбайн-самосвал. Для загрузки самосвала комбайн должен отбить 30 т. С производительностью 6 т/мин это займет приблизительно 5 минуты, таким образом, время загрузки можно принять 6 минуты.

Движение на отрезке 300 метров туда-обратно: t₂=2+5=7

Время разгрузки составляет 1 минуту. Рассчитаем время цикла:

Уt= t₁+t₂+t₃ = 6+ 7 + 1 = 14 мин,

где t₁- время загрузки самоходного вагона, мин;

t₂- время движения самоходного вагона, мин

В час можно произвести 4 цикла, это означает, что данная пара комбайн-самосвал справляется с производительность с запасом.

Вместимость кузова самосвала составляет 18 м³, с учетом плотности груза 2 т/м³ выходит, что самоходного вагона подходит и по вместимости кузова.

2.3 Расчёт сил, действующих на транспорт

Для дальнейших расчетов требуется определить силы, действующие на самоходный вагон на двух разных участках движения. Начнем с силы тяжести:

P= P_сосуд+Р_груза = (30+26)?10⁴ = 560000 Н.

Определим силу трения для двух участков движения. Коэффициент трения принимаем согласно справочнику 0,5. Участок без учета наклона:

F_тр1= Р ?х k_сц = 560000 х 0,5 = 280000 Н.

Участок с наклоном:

Ь= 9 ‰ = 0,5⁰

F_тр2= (F_тр1 ? Cos Ь) + F_тр1 = (280000 ? 0,99) + 280000= 557 кН.

Дальнейший расчет будет произведен от максимальной величины. Все колеса самоходного вагона являются приводными. Максимальное тяговое усилие, реализуемое на колесах равно:

F_max= 1000?ш?P_сц = 1000 ?0,5? 557 = 27860 кН.

Сила тяги на окружности колеса:

F_k= = = 63 000 H.

Для дальнейшего проверочного расчета нам следует определить максимальную нагрузку (с учетом всех сопротивлений),которая может возникнуть по мере движения самоходного вагона. Сопротивление движению самоходного вагона по второму закону Ньютона, будет являться суммой всех сил сопротивления. Определим каждую из них.

2.4 Проверочные расчеты

Сила сопротивления движению колес по полотну дороги:

W₀= w х P = 80 х 560 = 44800 Н.

Сила сопротивления от уклона дороги:

W₁= i х P = 9 х 560 = 5040 Н.

Сила сопротивления воздушной среды не учитывается в виду малой скорости движения самоходного вагона, как в груженом, так и порожнем состоянии.

Для нормального движения транспортного средства во всех режимах работы(разгон, торможение, преодоление уклона) максимальное тяговое усилие должно значительно превышать силы сопротивления движению:

F_k > УW,

63000> 44800+5040

Очевидно, что сила тяжести на окружности колеса значительно превышает сумм сил сопротивления движения в критических моментах (подъем в груженом состоянии).

2.5 Динамические характеристики

Далее произведем расчет тормозного пути для груженого состояния самоходного вагона. Тормозной путь складывается из технического времени замедления транспортного средства и время реакции водителя. Так как водитель начинает тормозить заблаговременно, примем время реакции стандартное для водителя - 1 секунда. Рассчитаем время торможения транспортного средства. При расчетах учитываем, что водитель за счет низкого коэффициента сцепления, применяет торможение на грани юза. Для этого нам необходимо определить угловую скорость:

щ= = = 1,57

L_c= = = 0,7 м.

Таким образом, ускорение составит:

a= V-V₀/t = 0-0,55/10 = -0,05 м/с²_.

Проведем анализ движения самоходного вагона на разных участках движения. Время движения в груженом состоянии:

Т_г= = = 13 мин.

Время движения в порожнем состоянии:

Т_п= = = 3,6 мин.

Общий тормозной путь был рассчитан по максимальным параметрам, поэтому нужды в расчете наиболее опасного участка торможения нет.

Для определения точных кинематических характеристик разгона и торможения составим динамическую характеристику движения:

D= щ + i?+j = 1,38+11-0,05 = 12,3.

3. Расчёт конвейера

3.1 Исходные данные

Транспортируемый материал - соль бмах=140 мм;

Поперечный профиль ленты - желобчатый;

Часовая производительность рудника равна 112,5 т/час. Конвейер должен быть согласован с этим объемом. Длина пути транспортирования составляет:

L_2-1= 300+4?х 30 = 420 м.

3.2 Ферма для установки ленточного конвейера

Для ленточных конвейеров часто применяют станины в виде рам 9 цельных или секционных на стойках, устанавливаемых через 1,5-3 м. Высоту стоек принимают не более 1,5 м. Применяют станины и в виде ферм из стального проката для верхней установки конвейера.

Площадь поперечного сечения потока материала на ленте определяется по известной величине производительности конвейера и принятой скорости транспортирования:

м²,

где - скорость ленты (м/с);

г - объемная плотность груза (т\м³);

Наименьшая ширина ленты находится в зависимости от геометрической формы сечения верхней ветви ленты

Ближайшая по стандартному ряду ширина ленты 800 мм.

3.3 Потребная мощность на приводном барабане

Мощность для привода конвейера расходуется на преодоление сопротивлений подъемнику и горизонтальному перемещению груза, вращению барабанов и роликов, перегибу ленты и разгрузка материала.

Мощность на валу приводного барабана определяется по формуле:

,

где W - коэффициент сопротивления движению, W=0,06;

q₁ - погонная масса движущихся частей, кг/м,

k₁ - коэффициент учитывающий влияние длины конвейера на вес движущихся частей

k₂ - коэффициент, учитывающий расход энергии на преодоление сопротивлений, возникающих при прохождении ленты через сбрасывающую тележку; k₂=1,25

k - Коэффициент, учитывающий затраты энергии на сбрасывающее устройство.

В нашем примере принимаем электродвигатель, имеющий номинальную мощность 55 кВт и частоту вращения 490 об/мин.

Окружное усиление на приводном барабане

,

3.5 Усилия натяжения в ветви ленты

- в набегающей ветви ленты:

- в сбегающей ветви ленты:

,

где в - угол обхвата приводящего барабана лентой в радианах;

- коэффициент трения между лентой и рабочей поверхностью приводного барабана;

e - основание натурального логарифма, e=2,718.

Для чугунного барабана при очень влажной его поверхности . Приняв в=220⁰, находим, что e^fв=1,47.

Тогда

3.5 Количество прокладок и толщина ленты

Необходимое количество прокладок в ленте

;

где Кр - допускаемая нагрузка на 1 см ширины одной прокладки ленты.

Обычно применяют ленты из бельтинга Б-820. если при этом прокладок получается больше, чем это предусмотрено стандартом при данной ширине ленты, то увеличивают угол обхвата в. Если и этого оказывается недостаточно, то переходят на ленты повышенной прочности из бельтинга ОПБ или уточно-шнуровой ткани.

Применяем ленту из бельтинга Б-820 ([Кр]=6,1 кг/см), находим необходимое количество прокладок для предварительно рассчитанной нами величины ширины В=80 см: .

Выбираем окончательно стандартную ленту из бельтинга Б-820 шириной 1000 мм с количеством прокладок 6.

Толщина ленты определяется в зависимости от по формуле:

,

где - толщина одной прокладки;

- толщина прокладок прорезиненной ленты соответственно с рабочей и нерабочей стороны.

=1,5·6+4,5+1.5=15 мм

3.6 Размеры барабана конвейера

Диаметр приводного барабана

D_б=k·х =150·х 6=900 мм,

где k - коэффициент, зависящий от числа прокладок:

Величина диаметра округляется до ближайшего стандартного значения: 400,500,630,800,1000,1200 мм. Принимаем D_б=1000 мм. Длина барабана:

L_б=В+100 мм=1000+100=1100 мм.

Диаметр натяжного барабана

D_бн?0,65D_б=0,65·1000=650 мм.

Принимаем D_бн=800 мм.

Диаметр отклоняющего барабана:

D_бо?0,5· D_б=0,5·1000=500 мм.

Принимаем D_бо=500 мм

3.7 Передаточное число редуктора

,

где n_б - частота вращения приводного барабана,

об/мин..

По передаточному числу и мощности подбираем стандартный редуктор РЦД-500 с передаточным числом 40 и частотой вращения ведущего вала 1000 оборотов в минуту.

Усилие натяжения ленты и ход натяжного устройства.

Натяжные устройства подразделяются на винтовые и грузовые. Грузовые натяжные устройства по направлению силы, приложенной к натяжному барабану, бывают горизонтальными (тележечными) - применяют при длине конвейера 50-100 м. и вертикальными - при длине конвейера свыше 100 м.

В нашем случае натяжная тележка вертикальная натяжной барабан 650 мм.

4. Оценка экономической составляющей

4.1 Стоимость оборудования

В связи с тем, что ценовая политика предприятий на поставку оборудования не является конфиденциальной информацией и свободна к распространению, стоимость оборудования мы можем взять на интернет сайте компании поставщика:

Таблица 2 - Стоимость оборудования

Наименование оборудования	Кол-во, шт	Стоимость на ед., руб	Общая стоимость, млн. руб.
10ВС-15	2	10 900 000	21,8
Доп. расходы	2	2 670 000	6,54
Урал-20	2	12 500 000	25
Доп. расходы	2	3 750 000	7,55
Конвейер ленточный	1	14 280 000	14,28
Доп. расходы	1	6 000 000	6
Итого:		81,12

Стоимость оборудования составляет прайсовая стоимость. Доп. расходы включают в себя: стоимость на доставку, упаковку, монтаж, запасные части и комплектующие и составляют 30% стоимости оборудования.

Все машины самоходные машины указаны в количестве трех экземпляров в связи с тем, что работают одновременно две машины. Одна располагается на базе и является резервной.

Конвейер получит большие дополнительные расходы в виду большой трудоемкости при монтаже. Будет иметь резервный двигатель и редуктор.

4.2 Фонд заработной платы

Определим штат работников в одной смене вместе с их часовой ставкой оплаты труда:

Таблица 3 - Фонд заработной платы

Должность	Кол-во работников	Кол-во смен в год	Тарифная ставка за смену	Заработная плата, в год
Машинист ВС-30	4	300	1200	1 440 000
Машинист Урал-20	4	300	1600	1 920 000
Механик ПДМ	2	300	1000	600 000
Механик конвейера	2	300	1000	600 000
Гос. выплаты				2 416 000
Итого:		6 976 000

Тарифная ставка определена исходя из среднестатистической заработной платы работников горной промышленности. В связи с малым количеством вредных факторов начисление дополнительных коэффициентов не происходит. Районные коэффициенты так же не учитываются.

Гос. выплаты включают в себя: подоходный налог, отчисления в социальное страхование, взносы в пенсионный фонд и составляют 53%.

4.3 Расчет текущих затрат

Текущими затратами, которые можно рассчитать на основе теоретических данных являются:

-затраты на электроэнергию;

-затраты на плановое ТО.

Затраты на электроэнергию:

Э/Э = УN х n х p = 1116?х 300?х 16?0,8 = 4285440 руб.

где УN - сумма мощностей всех приводов (с учетом коэффициента задействованной циклического транспорта);

n - количество рабочих часов в году;

р - ставка оплаты электроэнергии.

Затраты на плановое ТО оцениваются двумя процентами балансовой стоимости оборудования, и уже включены в графу «дополнительные расходы» в таблице 2.

Заключение

По заданным параметрам спроектирована транспортная схема откатки руды до бункера-накопителя, которая включает в себя:

- схему откатки пневмоколесным транспортом, которая включает в себя два участка, один из которых с наклоном;

- схему откатки конвейером на одном участке с наклоном.

Для отбойки решено принять комбайн Урал-20А. В качестве пневмоколесного транспорта приняты самоходные вагоны 10ВС-15, которые компонуются с машинами Урал-20А по всем параметрам: производительность, загрузка.

Для откатки на втором горизонте спроектирован конвейер. Скорость движения 1,6 м/с, мощность 54 кВт. Ширина транспортерной ленты 1000 мм. Лоток трапециевидный.

Рассчитаны экономические показатели создания такой схемы разработки:

- капитальные затраты;

- текущие затраты;

- фонд заработной платы.

Согласно расчетам, весь транспорт согласован между собой по производительности, удобству загрузки и другим параметрам. Для предотвращения простоев и несогласований существуют запасные единицы техники, включенные в стоимость капитальных затрат.

транспорт вагон конвейер ископаемый

Список литературы

Спиваковский А.О., Дьячков В.К. Транспортирующие машины.- М.: Машиностроение, 1983 г.- 380 с.

Тарасов Ю.Д., Николаев А.К. Подъемно-транспортные машины.- СПб.: Изд-во Санкт-Петербургского горного института им. Г.В. Плеханова, 1995 г.- 57 с.

Марон Ф.Л., Кузьмин А.В. Справочник по теоретическим расчетам подъемно-транспортных машин. - Минск: Высшая школа, 1971 г.- 63 с.

Размещено на Allbest.ru