Главная | Обратная связь | Поможем написать вашу работу!

Параметры взрывных скважин

⇐ ПредыдущаяСтр 3 из 3

2.3.1 Длина скважины

При наклонных скважинах:

L_c = ; м

где - Н_у – высота уступа,(Н_у=16,4), м;

β – угол наклона скважины к горизонту,(β= 40), град;

l_п – глубина перебура, м.

l_п = (10÷15) d_c,

где d_c – диаметр скважины (заряда), м.

l_п= 15•0,2= 3 м

L_c = (16,3+3)/0,64=30,1 м;

2.3.2.1 Величина сопротивления по подошве уступа.

Величина сопротивления по подошве уступа зависит в основном от категории пород по взрываемости и от диаметра скважин (зарядов).

III - категория пород по взрываемости

W = (35÷40) d_c;

W = 45•0,2= 9 м

2.3.2.2 Определение расстояния между скважинами в ряду

а = m W, м

где m – коэффициент сближения скважин

при α_ув = 45 град m = 0,95

а =0,95•9= 8,5 м

2.3.2.3 Определение расстояния между рядами скважин.

При наклонных скважинах b = W

b = 9 м

2.4 Форма сетки скважин

В соответствии с величиной угла α_ув= 40⁰принимаем шахматную форму сетки.

2.5.1 Расчёт величины заряда ВВ в скважине

Q_зар= q_п V_с, кг,

где q_п – проектный удельный расход ВВ, кг/м³

V_с – объем части массива, взрываемого зарядом одной скважины, м³:

V_с= H_y W a, м³;

V_{с =}16,4•9•8,5=1254 м³

Q_зар=0,75•1254 =940 кг

2.5.2 Проверка величины заряда ВВ по вместимости скважины.

Р = р l_зар, кг,

l_зар – длина заряда ВВ в скважине, м.

2.5.2.1 Вместимость 1м скважины

р = , кг/м,

где d_c – диаметр скважины,(d_c = 0,215 м) м;

– плотность используемого ВВ ( = 1800), кг/м³.

р =(3,14*0,2² / 4)*1800 =56,52 кг/м

2.5.2.2Длина заряда ВВ в скважине

l_зар= L_c – l_заб, м,

где l_заб– длина забойки, м:

l_заб = (15÷20) d_с, м

l_заб=15*0,2=3 м

Длина заряда ВВ в скважине:

l_зар= 30,1 – 3=27,1 м

P= 56,5*27,1 =1300 кг

2.6 Параметры развала горной массы

2.6.1 Ширина развала

B_p=B_о k_з+ (n - 1) b, м,

где В_о – дальность перемещения породы от взрыва зарядов первого ряда, м;

В_о=3,5•W=3,5•9=31,5 м

k_з – коэффициент, зависящий от времени замедления при КЗВ (k_з= 0,85);

n – количество рядов скважин (n = 3);

b–расстояние между рядами скважин, м (b=9 м);

B_p=31,5*0,85+(3-1)*9=23,8+16=41,3 м

2.6.2 Высота развала

Hp=(0.7÷0.8)Ну,М

Hр = 0.8*17=13,6 м

2.6.3 Коэффициент разрыхления горной породы в развале.

Коэффициент разрыхления породы в развале k_р=1,3 ÷1,4, принимаем: k_р=1,3

Так как породы относятся к легко взрываемым, принимаем диагональную схему КЗВ. При короткозамедленном взрывании улучшается качество взрыва и проработка подошвы уступа за счёт последовательного взрывания зарядов скважин, которое улучшает условия работы зарядов последующих рядов и обеспечивает наибольшее использование энергии взрыва.

Так как породы относятся к I категории пород по взрываемости t_зам=67 мс.

2.7.1 Выход горной массы с 1 м скважины

где V_c – объем горной массы, взрываемой зарядом одной скважины, м³

V_с= 963 м³

=963/20,1 =48 м³/ м

2.7.2 Производительность станка по обуренной горной массе

2.7.2.1 Суточная производительность станка по обуренной горной массе:

Q = Q · , м³/сут,

Q =48•294=14112 м³/сут

Годовая производительность станка по обуренной горной массе:

Q = Q · , м³/год,

Q =87906•48=4219488 м³/год

2.8 Дробление негабарита

Принимаем механический способ дробления негабарита крановым бутобоем

3 ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ.

3.1 Относительный показатель трудности экскавации

П = K = К / К

где К – коэффициент наполнения ковша;

К – коэффициент разрыхления породы в ковше;

Значение диаметра среднего куска взорванной породы ориентировочно можно принять в соответствии с принятым коэффициентом, учитывающим требуемую степень дробления породы, исходя из соотношения:

d = , м;

где -среднее расстояние между трещинами в массиве, =0,9м

- коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления породы, = 2,5

d =0,9/2,5=0,36 м

В соответствии со значением d =0,36 м принимаем К =1,08 и

К =1,53

П = K =1,08/1,53=0,7

Данные породы относятся к III классу по трудности экскавации

3.2 приводим технические характеристики экскаватора ЭКГ-10

Показатели
Вместимость ковша экскаватора,м³:
основного
сменных	8;12,5
Максимальный радиус черпания на уровне стояния R_{ч.у., м}	12,6
Максимальный радиус черпания R_ч^max,м	18,4
Максимальный радиус разгрузки R_р^max,м	16,3
Высота разгрузки при максимальном радиусе разгрузки, H_р,	5,7
Максимальная высота черпания H_ч^max, м	13,5
Радиус разгрузки при максимальной высоте разгрузки, R_р,м	15,4
Максимальная высота разгрузки H_р^max, м	8,6
Радиус вращения кузова R_к,м	7,78
Ширина гусеничного хода V,м	6,68-6,98
Продолжительность цикла, с
Масса экскаватора с противовесом, т

3.3 Параметры забоя экскаватора

3.3.1 Высота уступа.

Н_у= (1,0÷1,5)

где H_ч^max-максимальная высота черпания, м (16,4 м)

Н_у= 1,25*13,5=17 м

3.3.2 Ширина заходки

А= 1,7 R_ч.у

где R_ч.у - Максимальный радиус черпания на уровне стояния, м R_ч.у = 12,6

A= 1,7*12,6 = 21,42 м

3.4 Выбор схемы выемки породы.

Так как В_р> A (41,3 >21,42),выемка породы производится двумя заходками

3.5 Расчёт производительности экскаватора

3.5.1 Паспортная производительность экскаватора

Q _п= , м³/ч,

где t _ц – теоретическая длительность цикла экскаватора, с t _ц =28 с

Е – вместимость ковша экскаватора, м³.Е = 10 м³

Q _п= 3600*10/28=1285 м³/ч,

3.5.2 Техническая производительность экскаватора

Q _т = Q _п∙ k _э∙ k _тв= Q _п, м³/ч,

где k _э – коэффициент экскавации (k _э = );

k _н^к – коэффициент наполнения ковша; k _н^к=1,08

k _р^к – коэффициент разрыхления породы в ковше; k _р^к=1,53

k _тв – коэффициент, учитывающий технологию выемки породы. k _тв =0,78

k _э =1,08/1,53=0,7

Q _{т =}1285*0,7*0,78=701 м³/ч,

3.5.3 Эксплуатационная(сменная) производительность экскаватора

Q _см = Q _т Т _см k _и, м³/смену,

где Т _см – продолжительность смены, ч (Т _см = 8ч);

k _и – коэффициент использования экскаватора на полезной работе k _и=0,7

Q _см=701*8*0,7=3925,6 м³/смену

3.5.4 Месячная производительность экскаватора

Qмес = Qсм n N, м³/ мес.

где n – количество смен в сутки (n = 3 смены).

N- число рабочих дней в месяце (N = 30)

Qмес =3925,6*3*30=353304 м³/ мес.

3.5.5 Годовая производительность экскаватора

Q _год = Qсм n N _д, м³/год,

где N _д – количество рабочих дней в году N _д=244

Q _год=3925,6 *3*244=2873539,2 м³/год

4 ПЕРЕМЕЩЕНИЕ ГОРНЫХ ПОРОД

Так как расстояние транспортирования от карьера до отвала по поверхности 5,4 км, принимаем железнодорожный транспорт

4.1 Выбор вида локомотива

Так как мы приняли железнодорожный транспорт, величину руководящего подъема (i _p) принимаем равной 30 ‰.Принимаем вид локомотива – электровоз EL21

Техническая характеристика электровоза EL21

Электровоз	EL21
Ток	Постоянный
Напряжение, кВ	1,5
Осевая формула	2₀+2₀+2₀
Сцепная масса, т
Сила тяги, кН
Скорость, км/ч	27,5
Наименьший радиус вписывания, м
Длина, мм
Завод-изготовитель, страна	ФРГ

Объём кузова думпкара

V _в ≥ (3 ÷ 5)Е,м³

Е-ёмкость ковша экскаватора (10 м³)

V _в= 5*10=50 м³

Принимаем думпкар 2ВС-105

Технические характеристики думпкара 2ВС-105

Показатели	2ВС-105
Грузоподъемность, т
Объем кузова, м³
Тара вагона, т	48,5
Число осей
Габариты, мм:
длина по осям автосцепок
Ширина
Высота
Способ разгрузки	Двустороння

4.2.1 Полезная масса поезда

G _л-с = , т,

где Q _сц – сцепная масса локомотива, т (принимается по технической характеристике локомотива); Q _сц= 160 т

– расчетный коэффициент сцепления между колесами локомотива и рельсами = 0,25

k _с – коэффициент использования сцепной массы локомотива k _с 0,97

ω _о – основное сопротивление движению ω _о = 2,5 Н/кН

i _р– руководящий уклон, численно равный сопротивлению движения на подъеме, ‰ (Н/кН); i _р= 30 ‰

k _т – коэффициент тары вагона k _т= 0,46

Если руководящий подъём включает кривую, в числителе и знаменателе в круглых скобках вместо (ω +i ) следует писать (ω +i +ω ),

где ω - сопротивление от кривой, величина которой при радиусе кривой

300-700 м определяется как

ω = , Н/кН

где R- радиус кривой, м

ω = 700/320 = 2,1 Н/кН

G _л-с = = 665т.

4.2.2 Количество думпкаров в составе

n = , шт,

где q – грузоподъемность думпкара, т.(q =105 т)

n =665/105=7 шт,

4.3.1 Определение фактической массы породы, загружаемой в думпкар:

q_ф = , т,

где V_в – геометрическая емкость кузова думпкара, (V_{в =}50)м³;

k_нв - коэффициент наполнения вагона (k_нв = 1,2);

k_рв - коэффициент разрыхления породы в вагоне (k_рв = 1,3),

q_ф = 50*1,2*2,5/1,3= 115 т

4.3.2 Уточнение количества думпкаров в поезде:

n_ф = , шт

n_ф =665/115=6 шт

4.4.1 Определение коэффициента обеспечения экскаватора порожняком:

где t_п - время погрузки состава, мин;

t_о - время движения при обмене поездов, мин;

t_п = , мин,

t_п =60*6*115/701*2,5 = 23,6 мин

t_о = , мин,

где L _ф - длина фронта работ на уступе, км (L_ф = 3,3км)

l _о – расстояние от начала фронта горных работ на уступе до обменного пункта, км;(l _о=0,2 км)

V _дв - скорость движения поезда по забойным и соединительным путям, км/ч (V _дв = 15км/ч);

- время на связь при обмене поездов, =1,5 мин,

t_о =60(3,3+2*0,2)/15= 13,9 мин

η =23,6/(23,6+13,9) =0,62

4.4.2 Уточненная сменная и суточная производительность экскаватора:

Q _см= Q _т Т _см , м³/см,

Q _см = 701 *8*0,62=3545,2 м³/см

Q_сут = Q_см n, м³/сут,

где n = 3 – количество смен в сутки,

Q_сут= 3545,2 *3=10635,6 м³/сут,

4.5.1 Расстояние транспортирования от забоя в карьере до места разгрузки на отвале

L =L + L ,км

где L - расстояние транспортировки от забоя до поверхности уступа, км

L - расстояние от карьера до отвала по поверхности (5,4 км)

L = ,км

где h-глубина расположения уступа от поверхности, км (0,095км)

Ку - коэффициент удлинения (1,5)

L =0,095/30*1,5*1000=4,75 км

L =4,75+5,4 =10,1 км

4.5.2 Определение времени рейса локомотивосостава и его технической производительности:

Q_л-с = n_ф q_ф N_р, т/сут,

где n_ф - количество вагонов в поезде (n_ф =6);

q_ф - грузоподъёмность вагона, т (q_ф = 115 т);

N_р - количество рейсов в сутки,

N_р = , рейсов,

где T - длительность работы локомотивосостава в сутки, ч, (T =20 ч);

Т_р - время рейса, мин,

Т_р = t_п + t_дв + t_р + t_з _, мин,

где t_п - время погрузки состава, мин (t_п =24 мин);

t_дв - время движения состава в грузовом и порожняковом направлениях, мин; t_р - время разгрузки состава, мин;

tз - время задержек состава в пути, мин.

Время движения груженого поезда:

, мин,

где L_ф,,L_о,L_с,L_п - соответственно длина отдельных участков пути, L_ф= 3,3км, L_о =2,2км, L_с =0,4 км, L_п = 5,4 км

, - скорости движения груженого состава, соответственно по временным и постоянным путям, км/ч, =15 км/ч, =21 км/ч,

t = 60(0,5(3,3+2,2+2,7))/15 + 60(2*0,4+5,4+1,3)/21 = 28 мин

Время движения порожнего состава:

^,мин,

где V , V - соответственно скорость движения порожнего состава по

временным и постоянным путям, км/ч,(V =15 км/ч, V = 27,5 км/ч)

t =60(0,5(3,3+2,2+1,3))/15 + 60(2*0,4+5,4+1,3)/27,5=22 мин

Общее время движения поезда:

t + t = 28+22=50 мин

Так как L =10,1 км, tз=9,1 мин

Время разгрузки состава:

t_p = , мин,

где - время разгрузки одного вагона ( = 1,5 мин);

n_ф - количество вагонов в составе (n_ф = 6),

t_p =1,5*6=9 мин

Т_р = 24+50+9+9,1=92 мин,

N_р = 60*20/92= 13 рейсов,

Q_л-с = 6*115*13=8970 т/сут,

4.5.3 Определение количества локомотивосоставов

4.5.3.1 Определение количества локомотивосоставов, необходимого для обслуживания экскаватора:

N _л-с = , шт,

где Q _сут - уточненная суточная производительность экскаватора, т/сут,

(10635,6 т/сут)

N _л-с = 10635,6*2,5/8970= 3 шт,

4.5.3.2 Определение количества вагонов в работе:

n = n_ф N , шт,

где n_ф - количество вагонов в составе (n_ф =6)

n = 6*3=18 шт

4.6 Определение пропускной и провозной способности.

4.6.1Пропускная способность:

N = , пар поездов,

где Т - продолжительность работы локомотивосостава в сутки, ч (Т = 22 ч);

t - время, мин,

t = t_п+ t_гр+ t_пор+ t_о, мин,

где t_п - время погрузки состава (24 мин);

t_гр - время движения груженого поезда (28 мин);

t_пор - время движения порожнего поезда (22 мин);

t_о - время движения состава при обмене поездов (13,9 мин),

t = 24+28+22+13,9=88 мин

N = 60*20/88= 14 пар поездов

4.6.2 Провозная способность:

М = N n_фq_ф

М=14*6*115=9660 т/сут.

4.7 Выбор схемы передвижки железнодорожных путей

4.7.1 Принимаем крановую переукладку. В качестве оборудования

для переукладки железнодорожных путей принимаем железнодорожный кран типа ЕДК-500/1.

Техническая характеристика железнодорожного крана ЕДК-500/1

Показатели	ЕДК-500/1
Грузоподъёмность, т	40,0 – 80,0
Вылет стрелы, м	20 - 28
Длина укладываемого звена, м	12,5 - 25
Техническая производительность при переукладке, м/ч: непосредственной с промежуточной трассой	77 – 88
Шаг переукладки, м	20 - 36
Масса, т	111,0

4.7.2 Определение шага переукладки пути на уступе и на отвале:

А = (1,5 ÷1,7) Rч.у, м,

А = 1,7*12,6=21,42 м

На отвале:

А = А , м,

А = 21,42 м

С требуемым шагом переукладки путей на уступе и отвале и с учетом технических возможностей средств переукладки выбираем крановую переукладку отступающим ходом Определение производительности железнодорожного крана:

Q _кр = , м/см

где Т - длительность рабочей смены (T= 8 ч);

k _и - коэффициент использования крана во времени (k _и =0,7);

l _зв - длина рельсового звена, м (l _зв =12,5 м);

t _ц - длительность цикла переукладки одного звена, мин (t _ц =9 мин),

Q _кр = = 466 м/см

Определение затрат времени на переукладку пути:

t _пп = , смен,

где L _ф (L _о) - длина фронта горных работ, соответственно на уступе и отвале, м, L _ф =3400м, L _о = 2200м

t _пп = 3300/466= 7 смен,

t _пп = = 5 смены

5 ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ

5.1 Принимаем экскаватор ЭКГ-10

5.2 Определение параметров отвала

5.2.1.1 Высоту нижнего подуступа h₂ принимаем равной 20 м, т.к. γ =2,5 т/м³

5.2.1.2 Высота верхнего подуступа (h₁):

h₁ ≤ Hp^max, м,

h₁ ≤ 8,6 м

Принимаем h₁ =8 м.

5.2.1.3 Общая высота отвальной заходки:

H _o_з = h ₂ +h ₁, м,

H _o_з = 20+8,6=28,6 м

5.2.1.4 Превышение вновь отсыпаемой отвальной заходки

h ₃ = 0,05 H _озм

h ₃ = 0,05 *28,6=1,43 м

5.2.1.5 Высота отвала после усадки породы

H _о = H _оз – h ₃, м.

H_о =28,6-1,43=27,1, м

5.2.2 Глубина приямка бункера для ЭКГ-15принимаем h₄ = 1,5 м.

5.2.3 Длина приемного бункера

L _пб = (1,5 ÷ 2,0) l _д, м,

где l _д – длина думпкара, м (l _д =14,9 м)

L _пб = 1,5*14,9= 22,35 м

5.2.4 Ширина отвальной заходки

А _о = , м,

где – радиус черпания отвального экскаватора на уровне стояния, м;

( =12,6 м)

L _пб – длина приемного бункера, м; (L _пб=22,35 м)

R _p – радиус разгрузки экскаватора, м (R _p = 15,4)

А _о = =21,2 м,

Схема отвалообразования приведена на рисунке.

Рисунок - Схема отвалообразования

5.3.1 Приемная способность отвального тупика между переукладкой пути

V _о = H _о L _о A _о / k _p_о, м³,

где k _p_о – коэффициент остаточного разрыхления породы в отвале (k _p_о = 1,15).

V_о = 27,1*2200*21,2/1,15=1099081, м³

5.3.2 Суточная приемная способность отвального тупика:

V _сут = N _c n_ф V _в, м³/сут,

где N _c - количество локомотивосоставов, которое возможно разгрузить на отвальном тупике в сутки, шт;

n_ф - количество вагонов в составе, шт;

V _в – геометрическая вместимость вагона, м^3,

Количество локомотивосоставов, которое возможно разгрузить на отвальном тупике в сутки:

N _c = , шт,

где f - коэффициент, учитывающий неравномерность работы отвального тупика (f =0,85);

T - продолжительность работы отвального тупика в сутки (T =22 ч);

t _p -время разгрузки состава, мин. (t _р=9 мин);

t _о – время движения поезда при обмене, мин,

t _о = 60 + τ, мин,

где L _о и L_с - соответственно длина отвального тупика и соединительных путей на отвале, км; L _о =2,2 км, L_с =0,4 км

V - скорость движения поезда по временным путям, км/ч (V = 15 км/ч);

τ – время на связь при обмене поездов, мин, (τ =1,5 мин)

t _о = 60 + 1,5=13,5 мин,

N _c = =50, шт,

Геометрическая вместимость вагона

V =

V =115*1,3/2,5*1,2=50 м

V =50*6*50=15000 м /сут

5.3.3 Время между двумя передвижками отвальных путей:

t = V / V , сутки,

t = 1099081/15000=73 суток

5.4 Выбор способа переукладки железнодорожного пути на отвале

В соответствии с шириной отвальной заходки равной 21,2 м принимаем крановую переукладку с отступающим ходом.

6 РАСЧЁТ ПАРАМЕТРОВ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЙ СХЕМЫ

6.1 Определение количества буровых станков, работающих в комплексе с экскаватором.

По соотношению годовой производительности экскаватора и годовой производительности бурового станка по обуренной горной мессе определяем количество буровых станков, работающих в комплексе с экскаватором:

N = , шт