Выбор, расчет и обоснование буровых и выемочно-погрузочных работ

 

Таблица 7 – Условия применения различных схем коммутации

Наименования схем коммутации	Взрываемость пород	Число рядов скважин
Порядная продольными рядами	Легковзрываемые	До 3
Порядная поперечными рядами	Средневзрываемые	3-4
Порядная через скважину	Легко- и средневзрываемые	2-5
С продольным врубом	То же	То же
С клиновым врубом	Трудновзрываемые	Не менее 4
С трапециевидным врубом	То же	То же
Диагональная	Средневзрываемые	То же

 

Определяем инвентарный  парк буровых станков:

 

N_и.б. = = = 15,7 (принимаем 16 станков),               (20)

 

где  К_т.г. – коэффициент технической готовности станков первого (К_т.г. = 0,7–0,75), второго (К_т.г. = 0,75–0,8) поколений.

Окончательно принимаем  станок СБШ-250МНА-32 в количестве 16 единиц.

 

 

1.2. Расчет бурового  оборудования по полезному ископаемому

 

1.2.1. Расчет параметров  бурения скважин

 

Диаметр скважины принимаем  с учетом обеспечения нормальной проработки подошвы уступа при данной высоте Н_у и угле откоса уступа α:

 

d_скв = = = 0,307 м,             (21)

 

где  γ – плотность  породы, т/м³;

       с –  минимальное допустимое расстояние  от оси скважины до верхней  бровки уступа, м;

       m – коэффициент сближения скважин, принимается в зависимости от трудности взрывания (табл. 5).

 

Исходя из рассчитанного  диаметра скважины (d_скв = 0,307 м), а также заданной высоты уступа (Н_у = 20 м), предварительно принимаем станок шарошечного бурения СБШ-250МНА-32Д (прил. А).

 

Выбираем конструкцию  долота (табл. 1):

 

тип – Т; породы – твердые  малоабразивные; исполнение шарошек  – с фрезерованными зубьями.

 

Долото (табл. 2):

 

III320Т-ПГВ; схема опоры – Р-Ш-Р-УПС; диаметр долота – 320 мм.

 

Рациональное осевое усилие на шарошечное долото можно определить по формуле:

 

Р_ос = ∙ К ∙ f ∙ d = ∙ 8 ∙ 8 ∙ 320 = 205 кН,              (22)

 

где  К = 6–8;

       f – коэффициент крепости породы;

       d – диаметр долота, мм.

 

Определяем техническую (механическую) скорость шарошечного  бурения по формуле:

 

υ = = = 0,345 м/мин,              (23)

где  Р_ос – осевая нагрузка на долото, кН;

       ω –  частота вращения долота, с^-1 (табл. 3);

       К_фш – коэффициент формы зубьев шарошечного долота (для типа ОК –

К_фш = 1; К – К_фш = 1,3; ТЗ – К_фш = 2,25; Т – К_фш = 2,3; МЗ – К_фш = 2,5; М –

К_фш = 3).

 

Углубление долота на глубину  h можно определить по формуле:

 

h = = = 0,192 см,                 (24)

 

где  υ – скорость бурения, см/мин;

       К_ск – коэффициент, учитывающий уменьшение υ из-за неполного скалывания породы между зубьями (К_ск = 0,5);

       Z_ш – число шарошек на долоте (Z_ш = 3);

       ω –  частота вращения долота, об/мин.

 

Преодолеваемое вращателем сопротивление от сжимающих и скалывающих усилий при перекатывании шарошек:

 

Р_Z = h ∙ ∙ σ_бур ∙ Z_ш ∙ = 0,192 ∙ ∙ 750 ∙ ∙ 3 ∙ =

         (25)

= 69120 Н,

 

где  h – внедрение долота, см;

       d – диаметр долота, см;

       σ_бур – прочность породы при бурении, Па (табл. 4).

 

Момент, необходимый для  вращения долота и става штанг, находим  по формуле:

 

М_ш = Р_Z ∙ ∙ К_тр ∙ = 69120 ∙ ∙ 1,12 ∙ = 8258 Н∙м,            (26)

 

где  К_тр – коэффициент, учитывающий трение в подшипниках шарошек и бурового става о стенки скважины (К_тр = 1,12).

 

Определяем мощность двигателя  для привода вращателя:

 

N_вр = ∙ = ∙ = 160 кВт,                (27)

 

где  ω – угловая  скорость долота, рад/с;

       η_мех – КПД механизма вращателя (η_мех = 0,65).

 

Рассчитываем мощность привода  механизма подачи:

 

N_П = = = 47 кВт,                  (28)

 

где  Р_ос – осевая нагрузка на долото, кН;

       υ_П – скорость подачи,

 

υ_П = 0,5 ∙ h ∙ ∙ 3 = 0,5 ∙ 0,00192 ∙ ∙ 3 = 0,346 м/с,               (29)

 

где  h – углубление долота, м;

      

       η_П – КПД механизма подачи (η_П = 0,65–0,75).

 

1.2.2. Расчет эксплуатационных показателей буровых станков

 

Сменную производительность бурового станка определяем по формуле:

 

Q_см = = = 106 м,                 (30)

 

где  К – коэффициент эффективного использования станка в течение смены

(К = 0,7–0,9);

       Т_с – продолжительность рабочей смены, с;

       υ –  техническая (механическая) скорость  бурения, м/с;

       t_в – время, затрачиваемое на вспомогательные операции и отнесенное к единице длины скважины, с/м (t_в = 50 с/м).

 

Теперь определяем годовую  производительность станка:

 

Q_год = (Т_к – Т_в – Т_кл – Т_рем – Т_п) ∙ n_см ∙ Q_см =

         (31)

= (365 – 54 – 50 – 40 – 30) ∙ 3 ∙ 106 = 60738 м,

 

где  Т_к – календарное количество дней в году;

       Т_в – количество выходных дней в году;

       Т_кл – количество дней простоя по климатическим причинам;

       Т_рем – количество дней на планово-предупредительный ремонт;

       Т_п – количество праздничных дней в году;

       n_см – количество смен в сутки.

Рабочий парк буровых станков:

 

N_бс = = = 0,9 (принимаем 1 станок),          (32)

 

где  А_гм – годовая производительность карьера по горной массе,

 

А_гм = А_пи ∙ К_в = 12 ∙ 10⁶ ∙ 2,1 = 25,2 ∙ 10⁶ т;                 (33)

 

        φ  – выход горной массы с 1 м скважины,

 

φ = = =

         (34)

= 222,2 м³,

 

где  W – линия сопротивления по подошве,

 

W = ∙ К_в ∙ d_c ∙ = ∙ 1,2 ∙ 0,352 ∙ = 15,5 м,      (35)

 

где  β – угол наклона  скважины, град (β = );

       К_в – коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве (табл. 5);

      d_с – диаметр скважины,

 

d_с = К_р.с. ∙ d_д = 1,1 ∙ 0,32 = 0,352 м,                           (36)

 

где  К_р.с. – коэффициент расширения скважины при бурении (К_р.с. = 1,05–1,2);

       d_д – диаметр долота, м;

 

      Δ – плотность  заряжания ВВ в скважине, кг/м³ (табл. 6);

      m – коэффициент сближения зарядов (табл. 5);

      γ – плотность  породы, кг/м³;

      К_вв – переводной коэффициент от аммонита №6ЖВ к принятому ВВ

(табл. 6);

 

       b – расстояние между рядами скважин (b = a, т.к. квадратная сетка скважин);

       n_р – число рядов скважин (табл. 7);

       а –  расстояние между скважинами  в ряду,

 

а = m ∙ W = 1,1 ∙ 15,5 = 17,1 м;                 (37)

       L_с – длина скважины,

 

L_с = = = 25,5 м,                   (38)

 

где  l_п – длина перебура,

 

l_п = (0,1–0,25) ∙ Н_у = 0,2 ∙ 20 = 4 м.                          (39)

 

Определяем инвентарный  парк буровых станков:

 

N_и.б. = = = 1,4 (принимаем 2 станка),                         (40)

 

где  К_т.г. – коэффициент технической готовности станков первого (К_т.г. = 0,7–0,75), второго (К_т.г. = 0,75–0,8) поколений.

Окончательно принимаем  станок СБШ-250МНА-32Д в количестве 2 единиц.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2. Выбор, обоснование и расчет выемочно-погрузочного оборудования

 

Наиболее характерными представителями  выемочно-погрузочных машин, эксплуатируемых  на открытых разработках, являются одноковшовые и многоковшовые экскаваторы.

Экскаватором называется машина, предназначенная для зачерпывания (экскавации) горной массы, перемещения  ее на относительно небольшие расстояния и погрузки на транспортные средства или в отвал.

Рабочий цикл одноковшового  экскаватора складывается из четырех  последовательных операций: наполнения ковша (черпания), перемещения его  к месту разгрузки (транспортирования), разгрузки и перемещения порожнего  ковша к месту зачерпывания для  воспроизведения нового цикла. Поэтому  одноковшовые экскаваторы являются машинами цикличного (прерывного) действия. В отличие от них многоковшовые  экскаваторы, у которых все элементы рабочего цикла осуществляются одновременно (совмещено), являются машинами непрерывного действия.

Существующие типы экскаваторов в общем виде классифицируются типажом  по следующим признакам: назначению и роду выполняемой работы; вместимости  ковша (Е, м3 – одноковшовые) или теоретической  производительности (Q, м3/ч – многоковшовые); видам рабочего, ходового и силового оборудования.

В свою очередь, одноковшовые и многоковшовые экскаваторы  имеют более узкие классификации, отвечающие конкретной специфике конструкций  той или иной группы машин.

Любой экскаватор, одноковшовый или многоковшовый, состоит из рабочего (у одноковшовых экскаваторов оно  же и транспортирующее), транспортирующего, механического, включающего главным  образом передаточные механизмы (трансмиссии), ходового и силового оборудования, а также механизмов управления, металлоконструкций платформы и надстройки, кузова.

Учитывая область применения выемочного оборудования, высоту уступа и заданную годовую производительность карьера по полезному ископаемому зададимся следующими моделями экскаваторов:

– для вскрышных пород – ЭШ-6,5/45;

– для добычи полезного ископаемого – ЭКГ-12Ус.

 

2.1. Выемка пустой  породы

 

В соответствии с исходными  данными (высота уступа Н_у = 19 м; коэффициент крепости f = 16; годовая производительность по полезному ископаемому А_г = 12 млн.т) для вскрышных работ предварительно принимаем экскаватор ЭШ-6,5/45 (прил. Б).

2.1.1. Определение  масс и линейных размеров конструктивных  элементов драглайна

 

Значения масс и линейных размеров конструктивных элементов  экскаваторов, необходимые для определения усилий, возникающих при работе экскаватора, вычисляем по эмпирическим формулам.

Масса всего экскаватора:

 

m_экс = k_экс ∙ Е = 52 ∙ 6,5 = 338 т,                  (41)

 

где k_экс – коэффициент удельной массы экскаватора, численно равный отношению массы экскаватора к вместимости ковша (табл. 8);

        Е  – вместимость ковша, м³.

 

Таблица 8 – Коэффициенты для определения линейных размеров экскаваторов по заданной вместимости ковша

Показатели	Механические лопаты		Шагающие экскаваторы
	Карьерные	Вскрышные
Вместимость ковша, м3	2–20	4–50	4–25
Удельная масса экскаватора  kэкс, т/м3	38–55	55–110	50–110
Линейные коэффициенты kL
Длина стрелы	1,8–1,85	3,2–4,5	7,0–8,0
Высота пяты стрелы	0,45	0,7–0,8	0,15–0,5
Длина рукояти	1,15–1,25	2,1–2,9	–
Максимальная высота: копания разгрузки	1,7–1,8 1,23–1,3	2,65–2,90 2,8–3,2	4,6 2,5
Высота напорного вала	1,1	1,70–1,95	–
Максимальный радиус: копания разгрузки	2,7–2,6 2,5–2,4	3,5–4,5 3,3–4,3	7,55 7,48