Технология и комплексная механизация открытых горных работ

При емкости ковша до 20 м³ значение n n рекомендуется принимать в пределах от 2,75 до 3,0.

Отсюда, паспортная производительность экскаваторов:

Qn= 12,5* 2,5*60 =1875 м3/ч.

Техническая производительность Qт, является наибольшей возможной часовой производительностью экскаватора при его непрерывной работе в конкретных горнотехнических условиях.

Горнотехнические условия учитываются коэффициентами Кп и Кз.

Таким образом:

Qт =Qn * Kп * Кз

где Кп. — коэффициент влияния экскавируемой породы;

Кз — коэффициент влияния параметров забоя.

Коэффициент К п; можно представить как отношение коэффициентов наполнения ковша (Кнк) и разрыхления породы в ковше (К рк).

Для данных горнотехнических условий выемки величина К рк, принимается равной 1.

Величину К р к принимаем равной 1,3.

Таким образом:

Кп = 1/1,3 = 0,8.

Коэффициент влияния забоя Кз учитывает долю потерь времени. При работе на уступе в торцевом забое (что соответствует условиям определения паспортной производительности) Кз =1, при работе в тупиковом забое,

Кз = 0,8.

Таким образом, техническая, производительность экскаватора ЭКГ-12,5:

— при работе в торцовом забое Q т = 1500 м³ /ч;

— при работе в тупиковом забое Q т =1200 м3 /ч.

Эксплуатационная производительность экскаваторов разделяется на: эффективную, сменную, годовую.

При определении эффективной производительности учитываются потери времени на селективную выемку из сложного забоя, простои по транспортным условиям, а также потери (просыпи) при самой экскавации:

Qэф = Qт*Д * Кпот * Ку * Кп м3 /ч

где QT — техническая производительность;

Д — коэффициент, учитывающий потери времени на селективную выемку;

Кпоткоэффициент, учитывающий потери экскавируемой породы;

Ку — коэффициент, учитывающий ошибки управления машиной;

Кп — коэффициент, учитывающий потери времени на транспорт.

При экскавации простого забоя (вскрыша, руда) Д =1. Для сложного забоя, т. е. селективная выемка руды и породы — что в данных горнотехнических условиях характерно для условий выемки всех угольных тел. Д = 9,8.

Коэффициент Кпот учитывает просыпи; из ковша экскаватора при поворотах рукояти и т. д. Для используемых экскаваторов принимается

Кпот = 0,95

Коэффициент управления Ку учитывает вероятность ошибок в управлении, за счет чего увеличивается длительность отдельных циклов экскавации. Принимаем

Ку = 0,9.

Коэффициент Кт, учитывающий потери времени изза транспорта, зависит от схемы обмена транспортных средств. В следствии этого для торцового забоя принимается Кт = 0,9, для тупикового Кт = 0,8.

Поскольку при определении эффективной производительности были учтены все потери времени в течении смены, то эксплутационная производительность экскаватора может быть определена по формуле:

Qcм = Qэф * Tcм, мз/ч

Где Тем = 12 — продолжительность смены, час.

Исходя из количества смен в сутки N см = 2, продолжительности смены Тсм = 8 ч, число рабочих дней в году 365, годовая эксплутационная производительность экскаваторов рассчитывается по формуле:

Qгoд = Qcм * 2 * 365, мз/ч

Поскольку экскаваторы на вскрыше работают в простом забое и в 95% случаев — в торцовом, окончательно принимаем годовую эксплутационную производительность экскаватора ЭКГ-12,5 равной 5,25 млн.

м3. Отсюда потребное количество экскаваторов на вскрыше:

N = Qтр/Qэф = 1,64 = 2

Исходя из необходимости учета коэффициента резервирования, а также количество участков, разрабатываемых проектируемым разрезом, окончательно принимаем число экскаваторов ЭКГ-12,5 равное 2.

Определение производительности и потребного количества роторных экскаваторов. Техническая производительность роторного экскаватора можно определить по формуле:

Отех = Qп * У, т/ч

где Qп — производительность экскаватора по разрыхленной горной массе;

У — насыпной вес угля, т/м3.

Паспортная производительность экскаватора SRs (k)-470 Qп =4500 м3/час, насыпной вес угля при объемном весе 1,49 т/м3. Отсюда, для экскаватора SRs (k)-470:

Qтех = 4500 * 1,2 = 5400 т/ч.

Эффективная производительность:

Qэф.тех = Q тех * Кз * Дзаб * Кэ *Купр * Кп, т/ч

где Кз = 0,8 — коэффициент забоя, учитывающий потери производительности, обусловленные расчетными параметрами и схемой отработки забоя;

Дзаб — коэффициент, учитывающий несоответствие расчетного удельного усилия экскаваторов Кз = 7,7 и фактического удельного сопротивления копанию пород, слагающих конкретный забой — Кр = 15,0;

Кэ = 0,76 — коэффициент экскавации;

Купр = 0,94 — коэффициент качества управления машиной, учитывающий возможное несоответствие паспортных и фактических параметров отработки стружек и забоя;

Кп = 0,9 — коэффициент потерь (просыпание) экскавируемого материала, равного отношению объема погруженной горной массы к объему срезаемой стружки.

Произведя вычисления, получим Дзаб = 0,532.

Отсюда эффективная производительность:

Q эф. тех = 5400 * 0,8 * 0,532 * 0,76 * 0,94 * 0,9=1478 т.

Сменная производительность определяется по формуле:

Qсм = Qэф. тех * Кис * Ккл * Кгр * Тсм, т/см

Где Кис — коэффициент использования рабочего времени смены;

Ккл — коэффициент, учитывающий изменение климатических условий;

Кт-р — коэффициент, учитывающий влияние транспортировки;

Тсм — продолжительность смены, час.

Для железнодорожного транспорта Ктр = 0,95. Среднегодовое значение Ккл для условий Иркутска равен 0,94. Значение Кис определяется по формуле:

Отсюда произведя вычисления, имеем Кис=0,92.

Следовательно, сменная производительность будет равна:

Qсм = 1478 * 0,92 * 0,94* 0,95 * 12 = 9714 т/см.

Отсюда

Qмес= 29 142 * 0,9 * 0,86 * 30 = 636 076 т/мес.

Годовая производительность экскаватора:

Огод= 12 * Qмес, т/мес = 12 * 636 076 = 7 632 916 т/мес.

Явочная численность экскаваторов:

N яв = Агод/Q год, Тогда Мяв =15/7,63 =1,96.

Принимаем для добычных работ на проектируемом разрезе 2 экскаватора SRs (k)-470. Резерв производительности в 40% годовой производительности перекрывает возможное снижение производительности при работе в тупиковом забое при проходке разрезной траншеи.

3.

2. Карьерный транспорт

Выбор вида карьерного транспорта зависит от горно-геологических и горнотехнических условий карьера. Учитывая, что карьер имеет большую протяженность и глубину, значительную мощность по углю и вскрыше, внешнее расположение отвалов, для вывозки угля и вскрыши принимаем железнодорожный транспорт.

Основными требованиями, предъявляемыми к железнодорожному транспорту являются: сравнительно небольшие уклоны путей (60−70 промиль), малая зависимость от источника электроэнергии, обеспечение вывоза больших объемов угля и породы при применении мощного добычного оборудования SRs (k)470, для вскрышных работ ЭКГ-12,5. Для обеспечения высокопроизводительной работы применяется тяговый агрегат ОПЭ1. Для транспортировки горной массы применяются думпкары ВС-85, для транспортировки угля полувагоны ПС-94.

В состав породных составов входят обмоторенные думпкары, для улучшения тяговых характеристик локомотивов.

Грузопоток карьера рассредоточен: проектируемый разрез осуществляет вывоз угля из разреза и формирование груженых маршрутов на станциях «Крайняя» (западный ход) и Соединительная (восточный ход).

Породные составы после разгрузки на отвале поступают на вскрышные уступы. Движение породных составов осуществляется по открытому циклу, то есть к экскаватору подается любой из составов.

Руководство движения поездов осуществляется транспортным диспетчером, которому подчиняются дежурные по станциям, постам, а также локомотивные бригады. Диспетчер производит контроль работы транспорта Заключение

В рамках работы над курсовым проектом были проработаны основные задачи и достигнута цель работывыполнен учебный проект механизации открытых горных работ на угольном месторождении иркутского бассейна.

Основными этапами работы были составление краткой геологической характеристики месторождения, выбор системы разработки и определение основных ее параметров таких как расчет высоты уступов и углов их откоса, определение ширины площадок и длины фронта горных работ, определение темпа углубления и скорости продвигания фронта горных работ и последующей корректировки параметров системы разработки.

Следующим этапом работы были определение производительности комплекса оборудования, его количественная и качественная комплектации, а также проработка карьерного транспорта.

Полученный проект, при сравнении с реально разрабатываемыми месторождениями, соответствует основным практически применяемым техническим решениям.

Денисенко Г. Ф. Охрана труда: Учеб. Пособие для инж. — эконом. спец. вузов. — М.: Высш. Шк., 1985.

Арсентьев Л.М. «Вскрытие и система разработки карьерных полей» — М.: Недра 1981.

Голубев В.А. «Справочник энергетика карьера» — М.: Недра 1986.

Мельников Н.В. «Краткий справочник по основам ОГР» — М.: Недра, 1974.

Кузнецов В.А. «Транспорт на горном предприятии» — М.: Недра, 1978.

Ржевский В.В. «Процессы открытых горных работ» — М.: Недра, 1986.

Ржевский В.В. «Открытые горные работы» — М.: Недра, 1985.

Ржевский В.В., Новик Г. Я. «Основы физики горных пород» — М.: Недра, 1978.

Справочник по эксплуатации стационарных установок — М.: Стройиздат, 1987.

Брадченко Г. Н. «Стационарные шахтные установки» — М.: Недра, 1979.

Хохряков П.В. «Проектирование карьеров» — М.: Недра 1975.

Певзнер М.Е., Костовецкий В. П. «Экология горного производства» — М.: Недра 1990 г.

Умнов А.Е. «Охрана природы и недр в горной промышленности» — М.: Недра, 1987.

Нормы технологического проектирования предприятий промышленности НСМ. М.: Стройиздат, 1968.

Бакка М.Т., Кузьменко О. Х., Сачков Л. С. «Добыча природного камня», в 2-х частях — К.: КПИ, 1993.