Курсовая работа: Расчет горно-транспортного комплекса в соответствии с эксплуатационной производительностью экскаватора ЭКГ-8,3 с составлением месячного графика взаимосвязи технологических процессов

d - диаметр скважинного заряда (0,216), м;

dе - средний диаметр естественной отдельности в массиве (1,6), м;

в - угол наклона скважин к горизонту, (90 градус);

h - высота уступа (19), м;

Z - степень взрывного дробления (таблица 7).

При разрушении вскрышных пород взрывом их необходимо дробить до такой степени, при которой затраты на разработку вскрышных пород будут минимальными. Такая степень взрывного дробления пород называется рациональной, а ее значения для осадочных пород угольных месторождений приведены в таблице 7.

Таблица №7

Значения рациональной степени взрывного дробления

Определение параметров расположения скважинных зарядов.

К основным параметрам расположения скважинных зарядов относятся: длина скважин, величина перебура, параметры и конструкция заряда, длина забойки, масса заряда ВВ в скважине, расстояние между скважинами и рядами скважин, линия сопротивления по подошве. ( рисунок 3).

Рисунок 3 Схема расположения скважин

Длина скважин:

?скв = h/sinв+П = 19/1 + 1 = 20 м;

где: П - величина перебура, м;

П = 3ddе = 3 * 0,216 *1,6 = 1, м.

Определим величину забойки.

Принимается в пределах 20 35 d скв и = 23 х 216 (мм) = 5 м

Определяем длину заряда.

l_зар. = l_скв. - l_заб.

l_зар. = 20-5 =15 м.

В качестве основного ВВ используем Гранулит УП-1.

Определим массу скважинного заряда.

Q_уп. =15 * 35 =525кг.

Расчет сетки расположения скважин.

a =v m*Q/ q* h ;

где a - расстояние между скважинами в ряду, м;

b - расстояние между рядами скважин, м;

m - коэффициент сближения скважин.

m = 0,85+0,25d_е,

m = 0,85+0,25*1,6= 1,25.

a =v1,25*525/0,754*19=6,7?7

b = 7 / 1,25 = 5,6 ? 6м.

Сетку скважин принимаем равной 7 ~ 6 метров.

Схему расположения скважин и конструкцию заряда смотри на чертеже №1.

Определим количество рядов скважин в заходке.

Первый ряд бурим в трех метрах от бровки.

n = А / b.

n = 33 / 6 =6 принимаем n = 6.

Определим линию сопротивления по подошве.

Линия сопротивления по подошве может изменяться в пределах 5-7 метров; в зависимости от подсыпки борта - в результате зачистки блока в сторону выработанного пространства; а также от рабочего градуса откоса борта.

W = b = 6 м.

Выход горной массы с 1 п.м. скв. обычно подсчитывают по упрощенной формуле:

V_п.м.с. = a* W *L_ск/h_уст,

где а- расстояние между скважинами в ряду;

W = 6 м;

L_ск-длина скважины;

h_уст- высота уступа.

V_{п.м с} =7*6*20/19 =44,2 м.куб.

Выход горной массы с одной скважины- V_{п.м с} при L _ск = 20 м составит:

V скв. = 44,2*20 = 884м.куб

Определим количество скважин на блоке.

Исходя из рациональной организации работ и производительности, для данного экскаватора принимаем 2 взрыва в месяц.

N_скв= 221280 / 736 = 301 скважина.

N_скв=301/2=150 скважин на одном блоке.

Выбор схемы взрывания и расчет параметров развала.

При транспортной технологии взрывные работы стремятся вести так, чтобы развал взорванной горной массы был компактным и отрабатывался за один проход экскаватора. Уменьшить ширину развала позволяют диагональная и поперечная схемы взрывания.

Схема взрывания порядно-врубовая - поскважинно (с применением средств неэлектрического взрывания), что существенно увеличит качество дробления пород с минимальной шириной развала взорванной горной массы. Также, данная схема характеризуется низким воздействием ударной воздушной волны и сейсмическим воздействием. Схему коммутации взрывной сети смотри на чертеже №1.

Заряжание гранулита УП-1 производится зарядными машинами МЗ-3Б на базе автомобиля КрАЗ-256Б1 и 6510, которые оборудованы электромеханическими дозаторами (точность зарядки до 10 килограмм).

Для инициирования ВВ применяем неэлектрическую систему инициирования СИНВ-С.

Для монтажа поверхностной взрывной сети применяем неэлектрическую систему инициирования СИНВ-П.

В качестве промежуточного детонатора применяем патроны ПНПА6ЖВ d32 (0,5кг).

В связи с высокой крепостью и блочностью пород применяем дублирование внутрискважинного заряда (встречное инициирование).

Расчетное количество взрывчатых веществ и средств инициирования показано в таблице 8.

Таблица № 8

Расчетное количество взрывчатых веществ и средств инициирования

Проектом предусматривается забойка.

Анализом многочисленных исследований по определению влияния забойки на эффект взрыва установлено, что забойка: уменьшает потери энергии в процессе детонации ВВ, что способствует полноте детонации и высвобождению максимальной доли потенциальной энергии; способствует завершению вторичных реакций в продуктах детонации, повышающих энергию взрыва; обеспечивает более интенсивное дробление породы; увеличивает длительность поршневого действия продуктов детонации и длительность напряженного состояния породы под воздействием взрыва; способствует уменьшению количества ядовитых газов в продуктах детонации, что очень важно для глубоких трудно проветриваемых карьеров; препятствует образованию сильной ударной волны в воздухе.

Определим ширину развала при диагональной схеме взрывания.

В = А_бвр. + В_од.,

где В_од.- дальность перемещения горной массы при диагональной схеме взрывания, м.

В_од.= 0,73 * В_о.,

где В_о.- дальность перемещения горной массы при порядковой схеме взрывания, м.

В_о.= ( 1 + sin (0.5р - в)) * n * К * v q,

где К - коэффициент, учитывающий взрываемость пород ( для трудновзрываемых пород К = 2,5 ).

В_о.= (1 + sin (0.5*180 - 90)) * 6 * 2,5 * v0,754 = 1,257 * 10,6 = 26 м

В_од.= 0,73 * 26 =19 м.

В = 33+19 =52 м.

Определим высоту развала по последнему ряду скважин.

h₁= 2.6 * А_бвр./ (А_бвр. / h +1 )*( 0.8* В_о / h +1 ), м.

h₁= 2.6 * 33 / (33 / 19 + 1)*(0,8 * 26 / 19 + 1)= 16,1 м.

Определим высоту развала на расстоянии С₂=1,12Аq от последнего ряда скважин:

h₂= h * К_р. * (1-(1+ К_р.* А_бвр.* h / В_о.)^-2),

где К_р.- коэффициент разрыхления породы в развале (К_р.=1,35).

h₂=19 * 1,35 * (1-(1+1,35 *33*19/26 )^-2)= 20,5 м.

Определение производительности и необходимого количества буровых станков.

Сменная производительность бурового станка:

Рсм = Тсм - Тпз - Тлн/То +Тв = 12 - 0,5 - 0,2/0,05 + 0,05 = 113 м/см,

где: Тсм - продолжительность смены (Тсм = 12), ч;

Тпз - время на выполнение подготовительно-заключительных операций в течение смены (Тпз = 0,5), ч;

Тан - время на личные надобности (Тан = 0,2), ч;

Тв - время на выполнение вспомогательных операций, приходящихся на 1 м скважины (Тв = 0,05), ч;

То - время на выполнение операций, приходящихся на 1 м скважины, ч;

То = 1/Uв = 1/20 = 0,05 ч,

где: Uв - скорость бурения скважин (для бурстанков типа СБШ Uв = 20 м/ч).

Суточная производительность бурового станка:

Рсут = nсм * Рсм = 2 * 113 = 226 м/сут,

где: n - число смен в сутках (n = 2).

Годовая производительность бурового станка:

Ргод = nгодРсм = 600 * 113 = 67800 (м/год),

где: nгод - число рабочих смен бурового станка в году (600 смен).

Необходимое количество буровых станков (рабочий парк):

Nбр = Vб/Pгод = 60076/67800 = 0,88 ? 1 бурстанок,

где: Vб - годовой объем бурения, мі/год;

Vб = Vбг/з = 2655360/44,2 = 60076 мі/год,

где: Vбг - объем пород, подлежащих бурению (соответственно индивидуального задания), мі/год;

з - выход горной массы с 1м скважины, мі.

Инвентарный парк буровых станков:

Nби = ѓNбр = 1,2 * 1 = 1,2 ? 1, бурстанок,

где: ѓ - коэффициент резерва (ѓ = 1,2 - 1,25).

4. ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ ГОРНОЙ МАССЫ

Основные преимущества автомобильного транспорта: автономность, т.е. независимость от внешних источников питания энергией, возможность транспортирования горных пород с самыми различными физико-механическими свойствами; сокращение длины транспортных коммуникации благодаря возможности двигаться по относительно крутым подъемам автодорог; упрощение процесса отвалообразования.

Основные недостатки автотранспорта: значительная зависимость от состояния автодорог и, как следствие, снижение производительности в период дождей, снегопада, гололеда; загрязнение атмосферы отработавшими газами при большой интенсивности движения и ограниченных размерах карьера; относительно высокие энергоемкость и эксплуатационные затраты.

Согласно задания на курсовой проект в расчетах использовать автосамосвал БелАЗ 7519, основные технические характеристики которого приведены в таблице 9.

Расчет необходимого количества автосамосвалов под погрузку.

Число автосамосвалов, которое может эффективно использоваться в комплексе с одним экскаватором, определяется по формуле:

Nар = T/tпог = 39/2,9=13 шт,

где: T - продолжительность рейса, мин;

tпог - продолжительность погрузки автосамосвала, мин;

Тр = tпог + tгр + tпор = 2,9 + 19,14 + 16,8 = 39 мин,

где: tгр, tпор - время движения в грузовом и порожнем направлениях, мин;

tпог = nкtц=5*35=2,9 мин;

где: nк - число ковшей, разгружаемых экскаватором в кузов автосамосвала;

tц - продолжительность рабочего цикла экскаватора, мин.

tгр = 60Kрт(Lзаб/Uзг + Lм/Uм + Lот/Uог) = 60 * 1,1(1,35/11 + 1,35/14 + 2,7/30) = 66(0,1 + 0,1 + 0,09) = 19,1 мин,

tпор = 60Kрт(Lот/Uоп + Lзаб/Uзг + Lм/Uм) = 60 * 1,1(1,35/14 + 1,35/16 + 2,7/36) = 66(0,1 + 0,08 + 0,08) = 16,8 мин,

где: Lзаб,Lм,Lот - средневзвешенная длина временных забойных и отвальныхавтодорог, заезд на отвал, магистральных дорог, км;

Kрт - коэффициент, учитывающий разгон и торможение автосамосвала (K рт = 1,1);

Uзг,Uм,Uог,Uоп,Uзп,Uм - скорости движения автосамосвала в грузовом и порожнем направлениях по временным забойным, отвальным автодорогам, заезд на отвал, магистральным дорогам, км/ч приведены в таблице № 10.

Таблица №10

Скорости движения автосамосвала

Инвентарный парк автосамосвалов с учетом находящихся в ремонте и техническом обслуживании:

Nаи = Nар/Kтч = 13/0,8 = 16 шт

где: Kтч = 0,7 - 0,8 - коэффициент технической готовности парка.

Число рейсов в час:

Nн = 60/Tр = 60/39 = 1,54 рейса в час.

Расчет производительности автосамосвала.

Производительность автосамосвала:

· техническая (мі/ч)

Qач = qаNрKгKр/Pр = 110*1,54*0,97*1,2/2,5 = 65,9 мі/ч,

Кг = qгр/qа = 107/110=0,97т;

где: Рп - плотность перевозимой породы (Рп = 2,5 т/м³)

· эксплуатационная

сменная Qа.см = QачTсмKи = 65,9 *12 * 0,8 =632,6 мі/смену,

суточная Qа.сут = Qа.смnсм = 632,6* 2 =1265,28 місут,

месячная Qа.мес = Qа.сутnмес = 1265,28 * 25 = 31632 мімес,

годовая Qа.год = Qа.сутnгод = 1265,28 *300=379584мігод,

Kг - коэффициент использования грузоподъемности (Kг = qгр/qа, где: qгр,qа - фактическая и паспортная грузоподъемность автосамосвала, т);

Nр - количество рейсов автосамосвала в час;

Kр - коэффициент разрыхления породы в кузове;

Pп - плотность перевозимой породы в целике, т/мі;

Tсм - продолжительность смены (Тсм = 12), ч;

nсм - число смен в сутках согласно режиму работы карьера;

nмес - число рабочих дней в месяц;

nгод - число рабочих дней в году;

Kи - коэффициент использования автосамосвала в течении смены (Kи=0,7-0,8).

5. ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ

Параметры отвалов зависят от свойств вскрышных пород. От вида пород в значительной мере зависят коэффициент их разрыхления и величина осадки отвала