Содержание 

Введение  

1 Краткая характеристика  предприятия 

2 Выбор, обоснование  и расчет бурового оборудования 

3 Расчёт эксплуатационной  производительности и парка буровых  станков 

4 Выбор,  обоснование и расчет выемочно-погрузочного  оборудования 

5 Выбор, обоснование и расчет вскрышного оборудования 

6 Выбор, обоснование  и расчет выемочно-транспортирующих  машин 

7 Требования  безопасности эксплуатации  экскаваторов. 

8 Техника безопасности  при работе буровых станков 

Заключение 

Литература 

 

Введение

Добыча алмазов в 2006-2007 годах в Республике Саха (Якутия) ведется на 7 коренных и 8 россыпных месторождениях.

Объём перерабатываемой горной массы составляет более 46 миллионов  м3 в год.

Месторождение алмазов имени  М. Ломоносова в Архангельской  области:

Силами Ломоносовского ГОКа дочернего предприятия компании — ОАО «Севералмаз» — ведутся добычные работы и обогащение алмазов на пилотной обогатительной фабрике. В сентябре 2003 г. здесь были начаты вскрышные работы, в марте 2004 г. уже был вывезен миллионный кубометр вскрышной породы. Летом 2005 г. были начаты добыча и обогащение алмазосодержащей руды. В настоящее время здесь также идет подготовка к строительству большого горно-обогатительного комбината с предполагаемым объемом перерабатываемой руды около 5.6 млн. т. в год.

При разработке карьеров в этом районе проводится в следующих условиях:

Большие глубины (до 500–600 м), присутствие до 300–500 м  вечной мерзлоты, наличие напорных агрессивных подземных вод (с  минерализацией до 400 г на 1 л), битумо- и нефтепроявлений — все это не является препятствием для эффективной добычи алмазов.

1.Краткая характеристика  предприятия

Производительность  карьера по полезному ископаемому  А=13 млн.т/год;

Коэффициент вскрыши  Кв=2,7

Коэффициент крепости полезного ископаемого fпи=15;

Коэффициент крепости вмещающих пород fвп=19;

Плотность в  целике полезного ископаемого d=1,8 т/м³;

Плотность в  целике  вмещающих пород d=2,5 т/м³;

Высота уступа по полезному ископаемому Н=15м;

Высота уступа по вмещающим породам Н=20м;

Категория пород  по ЕНИР – 2я

Годовая производительность по горной массе А_гм=А_пи К_в=13 2,7=35,1 млн. т./год.

2. Выбор, обоснование  и расчет бурового оборудования

Диаметр скважины принимаем с учетом обеспечения  нормальной проработки подошвы уступа при данной высоте Н и угле откоса уступа a.

По полезному  ископаемому  

где d_{скв пи} – диаметр скважины при бурении по полезному ископаемому;

     Н_пи – высота уступа по полезному ископаемому, Н_пи=14м.;

     g_пи – плотность полезного ископаемого, g_пи=1,8 т/м³;

     с – минимальное допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, с= 4 м.[1];

     m – коэффициент сближения скважин, m= 1 [1]; a - угол откоса уступа a= 85°[1].

По вмещающим  породам

      

   (2.2)

где d_{скв вп} – диаметр скважины при бурении по пустой породе;

     Н_вп –  высота уступа по полезному ископаемому, Н_пи=20 м.;

     g_вп – плотность полезного ископаемого, g_пи=2.5 т/м³;

с – минимальное  допустимое расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, с= 4 м.[1];

     m – коэффициент сближения скважин, m= 1 [1];

     a - угол откоса уступа a= 85°[1]. 

По полученному  диаметру, исходя из коэффициента крепости пород для проведения буровых  работ выбираю станок 2СБШ-200-32.

  Техническая характеристика 2СБШ-200-32

Таблица 1 

 

За основу принимаем  условие бурения вертикальных скважин (β=90°). Первоначально проверяем условие:

W>W_б

где W - предельная величина сопротивления по подошве уступа; 

                    

W_б – минимальное сопротивление по подошве уступа по условиям безопасного расположения станка;

Для уступа по полезному  ископаемому и породе: 

                    

где  р – вместимость одного метра скважины, кг/м; 

                  p=0,785 d_c² D=0,785 0,25² 1000=49  

D=1000 кг/м³ плотность ВВ [1]; d_c– диаметр скважины, мм; d_c=k_p×d_д=1,15×0,215=0,248 принимаем диаметр 250 мм; q_р – Расчетный удельный расход ВВ, кг/м³ g_р=0,7     [1]

Условие W>W_б выполняется для обоих случаев.

Расчёт  режимов шарошечного  бурения

Основными параметрами, определяющими рациональный режим  шарошечного бурения, являются: осевая нагрузка на долото, частота вращения, крутящий момент.

Потребное осевое усилие находят по эмпирической зависимости:

                 Р_ос=10^-2× (6¸8) × f × D₁ = 10^-2 ×8 ×19 × 0,215 =0,32 МН 

где D₁– диаметр долота, мм.

Вращающий момент:

H_з= 2×P_ос/ z_ш× D₁× s_мб×(tg(a/2)+ m₁ ) ×k _з=2×0,173 / 3×0,215×100(tg30°+0,5)×1,25= 3,97 ×10^-3 м

где  z_ш–число шарошек в долоте; _×

     s_мб– средний приведенный предел прочности при разрушении механическим способом,

     s_мб = 86¸112 МПа;

     a– угол заострения зуба шарошки, градус;

     m₁– коэффициент трения шарошки о породу, m₁= 0,3×0,7;

     k_з– коэффициент учитывающий затупление зубьев.

 М_вр =D₁² /6× (h_з×z_ш×k_тр×s_ск×10³) =0,2159² ×3,97×10^-3×3×1,15×40×10^-3/6 = 4,25 кН×м

где  k_тр– коэффициент учитывающий трение в подшипниках шарошек и буровой колонны о стенки скважины,

     k_тр=1,15; s_ск– предел прочности породы на скалывание, МПа.

Техническая скорость бурения шарошечного станка :

  

 

  Расход  воздуха Q_в м³/с, для очистки скважины: 

  

где  g_в– плотность воздуха, т/м³, g_в = 0,0012;

     m_n –весовая концентрация частиц породы в сжатом воздухе или воздушной смеси, m_n = 0,4¸0,6. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

3. Расчёт эксплуатационной производительности и парка буровых станков

Эксплуатационная  производительность буровых станков

Сменная производительность бурового станка :

         

 

где: Т_с–  продолжительность смены, Т_с=8 час =480 мин.;

     К_п – коэффициент использования станка в смену, К_п=70%=0,7 ;

    t_в – время на вспомогательные операции:

    

 

где:  t_п – продолжительность подгона и установки станка на новую скважину, t_п = 20 мин [2];

     t_нт – продолжительность наращивания бурового става на одну штангу, t_нт = 6 мин [2];

     t_ут – продолжительность укорачивания бурового става на одну штангу, t_ут =6 мин[2];

      l_с – длинна скважины:

         

. 

где: l_п –длинна перебура: l_п=(10-15)d_с=5 м [1];

     l_зд – стойкость долота, l_зд = 120м; [2];

      t_зд – время замены долота, t_зд = 15 мин [2];  

     количество  штанг

     n_ш=l_с/l_шт=25/8=4 шт. [1]. 

Годовая протзводительность станка:

Q_год= (Т_к -Т_в -Т_кл –Т_рем –Т_п )×n_см × Q_см=(365-52-9-15-7) ×3×76= 36603 м/год 

Где  Т_к– календарное число днейв году;

     Т_в– число выходных дней;

     Т_кл–количество дней простоя по климатическим условиям;

     Т_рем– число дней ППР;

     Т_п– количество праздничных дней в году;

     n_см– количество смен в сутки, n_см =3.

Инвентарный парк станков

                              

где  А_г– годовая производительность карьера, м³/год;

     j– выход горной массы с одного метра скважины, м³/м.

                              

где  a,b– расстояние соответственно между скважинами и рядами скважин, м;

     h–  высота уступа, м;

     n_р= 3– количество одновременно взрываемых рядов скважин. 

Выбираю квадратную сетку скважин:

                             м 

где  Q_з– масса заряда, 908 кг ;

     l_вв –длина заряда, м,

     l_з – длина забойки, м,  

     Длина забойки:

     l_з= (20¸35) d_скв = 14 × 0,248 = 4,5 м; 
 

     Длина заряда:

     l_вв= l_скв– l_з= 23 – 4,5 = 18,5 м;

А_г = А_р(1+k_в) = 35100000×(1+2,7) =129*10⁶ м³/год

где  А_р– годовая производительность по руде, м³/год;

     k_в–коэффициент вскрыши, м³/м. 
 

Фактический парк буровых станков:

     N_сб= N/k_т = 17/0,75 = 22,6 Принимаем N_сб=23

где  k_т – коэффициент технической готовности, k_т=0,78

 

Станок  СБШ-200-32

4.Выбор, обоснование  и расчет выемочно-погрузочного  оборудования

Для заданой  производительности карьера  по полезному  ископаемому А=13 млн. т./год.

выбираем мехлопату  ЭКГ-10

Таблица 2

Основные параметры  экскаватора

Определим основные размеры, массу и вес экскаватора  и рабочего оборудования.

Масса экскаватора:

m_экс= k_уд ×E =40 × 10=400 т 

где  k_уд– коэффициент металлоёмкости, т/м³;

     Е–  вместимость ковша, м³. 
 

Размеры ковша:

ширина 

длина  l_к = 0,77 × b_к = 0,77 × 2,6 = 2 м

высота  h_к = 0,75 × b_к = 0,75 × 2,6 = 2 м 

Масса и вес  ковша:

G_к = m_к × g = 34.5 × 9,81 × 10³ = 338440 Н

Масса и вес  рукояти:

m_p = c × m_к = 0,45 × 17,25 =7,76 т

где  с – коэффициент, зависящий от условий работы экскаватора, принимаем с=0,45.

G_p = m_p × g × 10² = 7,76 × 9,81 × 10² =7604 Н

Высота напорного  вала:

м

Высота пяты стрелы:

м

Максимальная  высота копания

м

Механизм подъёма

Определяем  сопротивление породы копанию:

                         

где: k_кл – удельное сопротивление породы копанию, зависящее от характера породы, k_кл=2,16 Па;      

L_д – высота забоя, принимаемая равной высоте расположения напорного вала, L_д=8 м;

         k_р – коэффициент разрыхления породы, k_р=0,45;  

Определяем  вес ковша с породой и вес  рукояти:

т

                          

                  

Усилия в  подъемном и напорном механизмах за время копания:

       

где: l_к, l_р, l_п, - длины плеч, определенные по схеме 3.1.

         N_пл – усилие в подъемном механизме лопаты при копании, Н;

Отжимающее  усилие

                          

      где: N_нл – усилие в напорном механизме при копании, Н; 
 

Определяем  усилие, возникающее в подъемном  механизме лопаты при повороте платформы  на разгрузку:          

   где: N^'_пл – усилие в подъемном механизме при повороте платформы на   разгрузку, Н;

При возвращении  платформы с порожним ковшом в  забой усилие в подъемном механизме  лопаты определяем

   

где: l^’_к, l^’_р, l^’_п,- длины плеч при верхнем положении ковша и полностью    выдвинутой рукояти определяем по схеме 3.2 и 3.3;

          N^''_пл – усилие в подъемном механизме при повороте платформы с    порожним ковшом в забой, Н;

Усилие в  напорном механизме лопаты при повороте:

              где: N^'_нл – усилие в напорном механизме при повороте платформы на    разгрузку, Н;

Наибольшее  усилие в напорном механизме возникающее  при верхнем положении ковша (схема 3.2) принимают за расчетное.

При повороте платформы с порожним ковшом в забой максимальное усилие в напорном механизме возникает при подъеме ковша и рукояти из вертикального положения. Это усилие определяем:

                                        

   где: N^''_нл – усилие в напорном механизме при повороте платформы с   порожним ковшом в забой, Н;

         Определяем  мощность двигателей подъемного и напорного  механизмов механической лопаты.

Определяем  мощность двигателя подъемного механизма  лопаты при копании породы:

                                      

   где: V_пл – скорость перемещения подъемного каната, V=0,5 м/с;          (4)

               h_пл – КПД подъемного механизма, h_пл =0,83            (4)

               Р_пл – мощность двигателя подъемного механизма лопаты, кВт; 

 

схема 1.1 Схема расположения ковша и рукояти  мех лопаты для определения усилий и построения

 нагрузочных  диаграмм главных механизмов  в период копания.

схема 1.2 Схема расположения ковша и рукояти  мех лопаты для определения усилий и построения

нагрузочных диаграмм главных механизмов в период поворота на разгрузку.

схема 1.3 Схема расположения ковша и рукояти  мех лопаты для определения усилий и построения

нагрузочных диаграмм главных механизмов в период поворота в забой.

 

 

 
 

 
 

Определяем  мощность двигателя подъемного механизма  лопаты при повороте платформы на разгрузку:

                                 

   где: Р^'_пл – мощность двигателя подъемного механизма лопаты при    повороте платформы на разгрузку, кВт;

         V_пл – скорость перемещения каната 0,2V_пл;            (4)

Определяем  мощность двигателя подъемного механизма при повороте платформы порожняком на забой:

                               

   где: Р^''_пл - мощность двигателя подъемного механизма при повороте    платформы порожняком на забой, кВт;

         V_пл – скорость перемещения каната 1,2V_пл;            (4)

Определяем  мощность двигателя напорного механизма  при копании: