Разработка Экибастузского каменноугольного бассейна

Часть заходки, выемка которой характеризуется законченным технологическим циклом основных и вспомогательных операций выемочной машины, называется забойным блоком.

7.1 Добычные работы

Основные требования к выемке угля:

1-Исключение сверх нормативных потерь и снижение их.

2-Исключение погрузки угля с зольностью выше нормативной, установленной ГОСТ-8779-79.

3-Исключение погрузки угля кусками превышающими по максимальной стороне куска 300мм.

4-Ведение забоя согласно паспорту и профилю.

5-Способ отработки забоя определяется геолого-технологическими картами.

6-Выполнение установленного объёма выемки угля и внутренней вскрыши согласно геолого-технологической карты.

7-Перед началом смены машинист экскаватора обязан осмотреть кровлю и откос и убрать инородные предметы.

8-Все работы ведутся в соответствии с СТП.

На выемочно-погрузочных работах на добыче принимаем роторный экскаватор типа ЭР-1250-Д

Забой роторного экскаватора может быть продольным (фронтальным) или торцевым. Принимаем торцевой забой роторного экскаватора.

Торцевой забой типичен для роторных экскаваторов на гусеничном ходу. Отработка его производится с непрерывным поворотом роторной стрелы в горизонтальной плоскости и периодическим-в вертикальной плоскости.

После этого приозводится передвижка конвейеров на 90м и устанавливаются ставы соеденительных конвейеров.

В зависимости от геологических и производственно-технических условий применяем несколько способов разработки забоев, несколькими видами стружек:

Вертикально-однорядный;

Вертикально-многорядный;

Горизонтальный;

Комбинированный способ.

При вертикально-однорядных стружках (рис 7.1) высота уступа Hу=Hч, мощность отдельных слоёв принимаем 2/3 диаметра ротора.

Вначале вынимается стружка 1 по всей ширине забоя. После этого, последовательно опускаясь вниз, ротор снимает стружку 2, 3, 4. Затем ротор перемещается в исходное положение и цикл повторяется (5, 6, 7, 8).

При разработке горизонтальными стружками ротор по всей ширине забоя вынимает стружку 1 по её толщине, затем 2 и так далее. После отработки последней полосы по высоте уступа ротор переводят в исходное положение и приступают к разработке следующей полосы шириной h.

Схема вертикально-многорядных стружек отличается от однорядных тем, что в этом случае в каждом горизонтальном слое снимается последовательно несколько стружек, порядок выемки показан цифрами 1-20.

При комбинированном способе последовательность и характер разработки слоёв определяется в зависимости от конкретных условий разработки забоя, состава структуры залегающих в пределах уступа пород

Принимаем вертикально-многорядный способ разработки забоев.

Определяем годовую производительность эскаватора

ЭР-1250-Д

Qг=Qт*kч.к*kпр*kз*kу*nсут*Nр.д,м3/год. (7.4)

где Qт - теоретическая производительность экскаватогра,

м3/ч, Qт=1000м3/ч;

kч.к - коэффициент готовности комплекса, kч.к=0.8;

kпр - коэффициент потерь экскавируемого материала,

kпр=0.95;

kз - коэффициент влияния забоя, kз=0.75;

kу - коэффициент влияния управлением качества, kу=0.9;

nсут - продолжительность работы экскаватора в сутки,час,

nсут=16ч;

Nр.д - число рабочих дней в год, дней, Nр.д=250д.

Qг=1000*0.8*0.95*0.75*0.9*16*250=2052000м3/год.

Определяем годовую производительность экскаватора в тоннах

Qг=Qг*г,т. (7.5)

где г-плотность угля, г=1.4.

Qг=2052000*1.4=3000000т.

Определяем рабочий парк экскаваторов.

Nэ=Qг.раз/Qг.эк.,шт. (7.6)

Nэ=12000000/3000000=4.

7.2 Вскрышные работы

Для обеспечения нормальной работы карьера, необходимо правильно выбрать выемочно-погрузочные работы на вскрыше.

Таблица 4.5 Технологические параметры экскаваторов

Наименование	ЭКГ-12.5	ЭКГ-6.3У
Вместимость ковша, Е, м3 Наибольший радиус черпания, Rч.max, м Наибольшая высота черпания, Hч.max,м Наибольший радиус разгрузки, Rр, м Высота разгрузки, Hр, м Радиус копания на уровне стояния, Rчу, м Скорость передвижения, км/ч Теоретическая продолжительность цикла, tц, сек Вес экскаватора, т	12.5 22.5 15.1 19.9 10 14.8 0.43 28 638	6.3 35 30 33 25 21.4 0.43 35 641

Определяем техническую производительность экскаватора ЭКГ-12.5

Qт=3600*E*Kн/(tц*Kр),м3/час. (7.8)

где Е-ёмкость ковша, м^3, Е=12.5м3;

Kн-коэффициент наполнения ковша, Kн=08;

tц-теоретическая продолжительность цикла, сек, tц=28сек;

Kр-коэффициент разрыхления породы в ковше, Kр=1.3.

Qт=3600*12.5*0.8/(28*1.3)=950м3/час.

Сменная производительность экскавтора

Qсм=Qт*t*kэ,м3/см. (7.9)

где t-время смены, час, t=11ч;

kэ - коэффициент эксплуатации, kэ=0.8.

Суточная производительностьэкскаватора

Qсут=Qсм*nсм,м3/сут. (7.10)

где nсм -количество смен, nсм=2.

Qсут=8300*2=16000м3/сут.

Годовая производительность экскаватора

Qг=Qсут*Nрд,м3/год. (7.11)

где Nрд-число рабочих дней в году, дней, Nрд=280.

Qг=16000*270=4000000м3/год.

Для нарезки новых горизонтов используются ЭКГ-6.3У.

Определим техническую производительностьэкскаватора

Qт=3600*E*Kн/(tц*Kр),м3/час. (7.12)

где Е-ёмкость ковша, м3, Е=6.3м3;

Kн-коэффициент наполнения ковша, Kн=08;

tц-теоретическая продолжительность цикла, сек, tц=35сек;

Kр-коэффициент разрыхления породы в ковше, Kр=1.3;

Qт=3600*6.3*0.8/(35*1.3)=390м3/час.

Qсм=390*11*0.8=3400м3/см.

Qсут=3400*2=6800м3/сут.

Qг=6800*270=1830000м3/год.

На момент освоения проектной мощности принимаем 2 экскаватора ЭКГ-12.5, и 1 экскаватор ЭКГ-6.3У.

7.3Техника безопасности

1 Во время работы экскаватора запрещается нахождение людей под загрузочными и разгрузочными лотками, конвейерами, погрузочными устройствами экскаватора.

2 Запрещается пребывание людей непосредственно в забоях и на откосах уступов, а также вблизи действующих механизмов.

3 В нерабочее время экскаваторы должны быть отогнаны от забоя в безопасное место, роторное колесо опущено на землю, кабина заперта, с питающего кабеля снято напряжение.

4 Запрещается работать на уступах при наличии нависших “козырьков”, Глыб и отдельных крупных кусков, а также накопление льда и снега. При возможности необходимо произвести ликвидацию заколов или обортку уступов в момент обнаружения “нависей” или “козырьков”. Все работы в опасной зоне должны быть приостановлены, люди выведены из опасной зоны и участок ограждён.

Эти работы должны производится под руководством горного мастера.

5 Присутствие посторонних лиц в кабине и на наружных площадках экскаватора при его работе запрещается.

6 Запрещается пользование паяльными лампами и открытым огнём.

7 Перед началом работы или передвижением экскаватора машинист обязан убедится в местонахождении членов бригады и удалить их в безопасное место.

8 При обнаружении не взорванных зарядов ВВ, машинист экскаватора обязан немедленно прекратить погрузку и перевалку горной массы, остановить экскаватор и сообщить об этом начальнику смены или горному мастеру. До прибытия горного мастера запрещается производить какие либо работы на расстоянии 80м от не взорванного заряда.

9 Ликвидация отказавшего скважинного заряда взрывчатых материалов должна производится в присутствии взрывника, под руководством надзора участка, имеющих на это полномочия.

10 При ведении горных работ в местах, склонных к оползневым явлениям должны разрабатываться специальные мероприятия и проекты отработки, утверждённые главным инженером разреза.

11 Перегон экскаватора осуществляется по специальному проекту, утверждённому главным инженером разреза. Угол подъёма и спуска при перегоне роторного экскаватора не более 11 градусов.

12 При отработке забоя машинист экскаватора обязан систематически следить за состоянием забоя, осматривать кровлю уступа в радиусе 10-15м от забоя. При появлении оползневых явлений машинист экскаватора обязан отогнать экскаватор в безопасное место и поставить в известность горного мастера, или начальника смены.

13 При планировке трассы помощник машиниста экскаватора должен находится в безопасном месте и подавать сигналы машинисту о прохождении операций.

8. КАРЬЕРНЫЙ ТРАНСПОРТ

Для вывозки вскрыши и угля применяем тяговые агрегаты ПЭ-2М и думпкары 2ВС-105.

Определяем производительность локомотива и инвентарный парк подвижного состава.

Весовая норма поезда определяется из условия равномерного движения по руководящему уклону с полным использованием сцепных сил локомотива и по условию трогания на приведённом уклоне по следующим формулам

Q”=(Rсц*(1000*ш-Wо''-Wiр))/(Wo''+Wiр) (8.12)

где Rсц -сцепная масса локомотива, т/с, Rсц=368т/с;

ш-коэффициент сцепления приводных колёс локомотива с

рельсами, ш=0.28-0.3;

Wо'' - удельное сопротивление движению локомотива, Н/кН;

Wiр-удельное сопротивление от уклона, Н/кН, Wiр=iр=40‰;

Wr-удельное сопротивление от кривизны пути, Н/кН.

Wr=900/(100+R),Н/кН. (8.13)

где R-радиус кривой пути согласно ПТЭ, R=300м

Wr=900/(100+300)=2.25Н/кН.

Удельное сопротивление от кривизны уклона приведённого, определяется из выражения

W1прив=W1тр+Wr,Н/кН. (8.14)

где W1тр-удельное сопротивление от уклона трогания согласно

ПТЭ, W1тр=40Н/кН.

W1прив=40+2.25=42.25Н/кН.

Удельное сопротивление основному движению думпкаров определяется из выражения

Wо''=3.5+0.04*хгр,Н/кН. (8.15)

где хгр-скорость движения гружённого локомотива, хгр=27км/ч.

Wо''=3.5+0.04*27=4.58Н/кН.

Wтр=800/go,Н/кН. (8.16)

где go - нагрузка от оси на рельсы, кН, go=300кН.

Wтр=800/300=2.7Н/кН.

Q”=(368*(1000*0.28-4.58-40))/(4.58+40)=2100кН.

Количество думпкаров в составе определяется по формуле

Nв=Q/(g+gт) (8.17)

где g-грузоподъёмность думпкара, g=105т;

gт-вес тары думпкара, gт=48т.

Nв=2100/(80+48)=15

Принимаем количество думпкаров в составе равное 10.

Общее количество рейсов которое необходимо выполнить для выполнения заданного грузопотока

R=(f*W)/(nв*g) (8.18)

где f-коэффициент учитывающий неравномерность движения

транспорта, f=1.25;

W-суточный грузооборот, W=19178м3/сут.

R=(1.25*19178)/(10*105)=23.

Количество рейсов выполняемых одним локомотивом Nр=(60*Т)/Тоб.

Nр=(60 х 22)/85=15.

где Т-продолжительность работы локомотива, Т=22ч;

Тоб-время оборота, мин.

Время оборота состава определяется по формуле

Тоб=tпогр+tгр+tраз+tпор+tож. (8.20)

где tпогр-время погрузки, мин;

tгр-время движения груженого состава, мин;

tпор-время движения порожнего состава, мин;

tраз-время простоев в ожидании погрузки и разгрузки, мин.

Тоб=40+11+10+9+15=85мин.

Время погрузки состава

Tпогр=(nв*Vв*tц)/(60*Е*э),мин. (8.21)

где Vв-вместимость думпкара,м3;

tц-время цикла,с;

э-коэффициент экскавации.

Коэффициент экскавации

э=Кн/Кр. (8.22)

э=0,8/1,3=0,6

Tпогр=(10*48*28)/(60*12*0,6)=31мин.

Время движения груженого и порожнего состава.

tгр=(60*L)/Vгр,мин. (8.23)

tпор=(60*L)/Vпор,мин. (8.24)

где L-расстояние транспортирования до отвала, L=3800м;

Vгр-время движения груженого состава, Vгр=20км/ч;

Vпор-время движения порожнего состава, Vпор=25км/ч.

tгр=(60 x 3,8)/20=11мин.

tпор=(60*3,8)/25=9мин.

Время разгрузки состава.

tраз=nв*tрв,мин. (8.25)

где tр-время на разгрузку одного думпкара;

tож-время простоев в ожидании погрузки и разгрузки принимается в пределах 10-15 мин согласно ПТЭ, tож=15мин.

tраз=10*2=20мин.

9. ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ И РЕКУЛЬТИВАЦИЯ

9.1 Отвалообразование

Для размещения вывозимых из разреза пород необходимо организовать внешний отвал. В разделе 3, определено количество внешней вскрыши в размере 203млн.м3. По условиям вскрытия принята одна выездная породная траншея.

Принимаем один породный отвал, ёмкостью 203млн.м3. Годовой объём пород вывозимых в отвал будет 7млн.м3. Исходя из больших объёмов вывозимых в отвал принимаем способ экскаваторного отвалообразования, используем экскаваторы типа ЭКГ-12.5 и ЭШ-13.50. Для вспомогательных работ принимаем бульдозеры ДЭТ-250.

Отвалообразование производим в два яруса.

Первый ярус высотой 30м отсыпает экскаватор ЭКГ-12.5. Порода отсыпается по ходу вперёд, на уровень стояния экскаватора, назад и в сторону на высоту разгрузки (рис. 9.1).

На втором ярусе высотой 30м складирование производит драглайн ЭШ-13.50 (рис. 9.2).

Расчёт производительности отвального оборудования.

Для ЭШ-13.50

Qэ=((3600*Е*кн)/(tц*кр))кгр;м3/ч. (9.1)

Qэ=((3600*13*0,8)/(55*1,3))*0,6=314,1м3/ч.

Сменная производительность

Qсм=Qэ*tсм;м3/см. (9.2)

Qсм=314,1*12=3770м3/см.

Суточная производительность

Qсут=Qсм*nсм;м3/сут. (9.3)

Qсут=3770*2=7540м3/сут.

Годовая производительность

Qгод=Qсм*Nрд;м3/год. (9.4)

Qгод=7540*273=2058420м3/год.

Принимаем на отвалообразовании 2 экскаватора ЭКГ-12.5 и 1 экскаватор ЭШ-13.50, что обеспечит необходимую производительность по складированию породы во внешнем отвале.

Определяем приёмную способность отвального тупика, для экскаватора ЭКГ-12.5.

Vm=Ao*Ho*lm,м3. (9.5)

где Ао-ширина отвальной заходки, Ао=33,6.

Ао=Rр+Сmax-m,м. (9.6)

где Сmax-расстояние от оси железнодорожного пути до оси хода экскаватора, м.

Сmax=((Rр2-(lб/2))+Р,м. (9.7)

где lб-длина приёмного бункера;

m-безопасное расстояние от оси пути до временной бровки

отвала;

Р-безопасное расстояние от оси пути до верхней бровки приёмного бункера;

Hо-высота яруса, м;

lm-длина тупика, м.

Сmax=((19,52-(25/2))+3=22,1м.

Ао=19,5+22,1-8=33,6, м.

Vm=33.6*21*1300=920000м3.

Для ЭШ-13.50

Vm=Ao*Ho*lm,м3. (9.8)

где Ао-ширина отвальной заходки.

Ао=Rр+Сmax-m,м (9.9)

где Сmax-расстояние от оси ж/д пути до оси хода экскаватора, м.

Сmax=((Rр2-(lб/2))+Р,м (9.10)

где lб-длина приёмного бункера;

m - безопасное расстояние от оси пути до временной бровки

отвала;

Р - безопасное расстояние от оси пути до верхней бровки

приёмного бункера ,м.

Сmax=((46,52-(25/2))+3=48,5м.

Ао=46,5+48,5-8=87,м.

Vm=87*40*1300=452000м3.

Принимаем на отвале число тупиков равное числу экскаваторов. На первом ярусе принимаем общее количество тупиков-2, на втором ярусе-1.

Длина отвальных тупиков при ёмкости ковша Е=12.5м3принимаем 1500м. При этом рабочая часть отвального тупика составит 1300м.

Общая высота отвалов при многоярусном складировании определяется двумя факторами: прочностью основания отвала и физико-механическими свойствами отсыпаемых пород. Угол откоса ярусов принимаем 35?.

Площадь под отвал разреза расположена западнее разреза. По ширине ограничивается с севера границами земельного отвода, с железнодорожной линией.

9.2 Рекультивация

Исходя из природныхусловий района принимаем санитарно-гигиеническое направление рекультивации. Целью санитарно-гигиенического направления является предотвращение отрицательного воздействия нарушенных территорийна окружающую среду.

Рекультивация отвалов производится в два этапа.

Технический этап включает подготовку для последующего целевого использования в народном хозяйстве. К нему относятся: планировка, формирование откоса, транспортирование и нанесение почв и плодородных пород на рекультивируемые земли, строительство дорог, гидротехнических сооружений.

Биологический этап предусматривает мероприятия по восстановлению плодородия земель, осуществляемых после технической рекультивации. К нему относится комплекс агротехнических и фитомелиоративных мероприятий, направленных на возобновление флоры и фауны, восстановления их хозяйственной продуктивности. Биологическим этапом завершаются почти все направления рекультивации.

Технический этап рекультивации является составной частью общего технологического процесса горных работ. Ряд работ технического этапа, таких как снятие почвы, формирование отвалов необходимой формы, строительство водоёмов и другое, выполняется в процессе ведения горных работ основным технологическим оборудованием.

Технология работ по рекультивации зависит от вида нарушений, принятого направления рекультивации и используемого оборудования.

Величина опережающего снятия плодородного слоя почвы по отношению к верхнему вскрышному уступу, или нижнему ярусу внешнего отвала не должна превышать годового подвигания фронта горных (отвальных) работ.

Планировка поверхности отвала должна производится в соответствии с принятым направлением рекультивации в два этапа. Вторичная планировка производится после окончательной усадки отвала, период который определяется проектом, но не должен быть менее двух лет.

Нанесение почвы на поверхность отвала производится только после вторичной планировки.

Пожароопасные отвалы рекультивируются только после работ по предупреждению их самовозгорания. Обработка поверхности отвалов антипирогенными веществами, токсичными для растений, должна производится инъектированием на глубину не менее 3м.

10. ОСУШЕНИЕ И ВОДООТЛИВ

10.1 Определение притоков грунтовых, поверхностных и атмосферных вод в карьере

Основные притоки воздействующие на угольные разрезы формируются, главным образом, за счёт статистических запасов грунтовых вод, приуроченных, как правило, к зонам тектонических нарушений и выветренной зоне угольных пластов условия питания и накопления подземных вод в целом по бассейну обусловленны засушливым климатом района и малым количеством осадков.

Пополнение вод происходит преимущественно за счёт фильтрации атмосферных осадков в местах, где горные породы обнажены и имеют густую решётку трещиноватостей. Источниками питания подземных вод являются зоны нарушений.

10.2 Выбор способа осушения и водоотлива

Наиболее целесообразно применять подземный способ осушения поля проектируемого разреза (включающий в себя наклонный ствол, насосы, водосборники и комплекс подземных дренажных выработок-квершлаги, штреки, орты, водоспускные и водопонижающие скважины, восстающие скважины), так как толщина водоносных отложений залегающих на глубине более 100-150м, имеет несколько разделённых друг от друга горизонтами водонепронецаемых пород; водонасыщенные породы залегают наклонно; имеются поверхностные водоёмы, питающие подземные воды; необходимо снизиь напоры подземных вод в подстилающих уголь породах.

Преимущество подземного способа осушения: возмжнсть более полного осушения водоносных отложений; непрерывнсть работы осушительных устройств в любых климатических условиях; значительное повышение эффективнсти осушения (без существенных дополнительных зарат) путём увеличения числа осушительных устройств и интенсификации их работы; обеспечение необходимого опережения осушения при углублении фронта горных работ; высокая степень централизации водоотлива (что особенно необходимо при большой глубине разработки и наличии нескольких водоносных горизонтов); простота в организации водоотлива на разрезе; высокая надёжность осушения.

10.3 Расчёт и выбор потребного оборудования

Нормальный приток воды, Qнр.п=150 м3/час.

Максимальный приток воды, Qmах=315 м3/час.

Глубина дренажной шахты; Hш=300 м.

Длина трубопровода б=4400 м.

Минимальная подача насоса.

Qмин=24 Qпр.н/20, м3/ч. (10.1)

где Qпр.н - нормальный приток воды, м.

Qмин=24*150/20=180м3/ч.

Необходимый ориентировочный напор насоса.

Н=Нш/hтр,м. (10.2)

где Нш- глубина шахты, Нш=300;

hтр-КПД трубопровода, hтр=(0.9....0.95).

Н=300/0.95=315.7м.

Для определения типа насоса на свободный график рабочих зон характеристик насоса наносим точку с координатами Qмин=180м3/ч и Н^=315/7м. Эта точка попадает в рабочую зону насосов ЦНС-180-85-85-425.

По индивидуальной характеристике насоса ЦНС-180-85-425 определяем его основные параметры:

Qн=180м3/ч,

Нко=47м,

Нк=42м,

н=0.7.

Число рабочих колёс насоса.

z=H/Hк, (10.3)

z=300/42=8 колёс.

Напор насоса при нулевой подаче.

Но=z*Нко, м. (10.4)

Но=8*47=376м.

Проверка выбранного насоса на наличие рабочего режима и устойчивости

Нг<0.95*Но, м. (10.5)

170<0.95* 376м.

170<357м.

Рабочий режим устойчивый.

Оптимальный диаметр напорного трубопровода.

d=((4*Qмин)/3600*П*V)), м. (10.6)

где Qмин- минимальная подача насоса, м;

V-(0.7...2.5м/с)-ориентировочная скорость в нагнетательном

Трубопроводе.

d=((4*128.6)/(3600*3.14*1)=0.210м.

Выбираем стандартный диаметр трубопровода для нагнетания Dу=225мм, для всасывания Dу=250мм.

Составим расчётную характеристику трубопровода.

Участок1. Диаметр условного прихода D=250мм, длина трубопровода lс1=4.5, коэффициент местных сопротивлений по схеме: клапан приёмный с сеткой , колено с закруглениями, переход (конфузор).

Отсюда

Е1=5. (10.7)

Сопротивление участка трубопровода:

Rс=Адл *lс1+Ам1 *Е1,ч2/м-6. (10.8)

где Адл,Ам=1,6321.

Rс=(0,2078*4,5+1,6321*5)*10-6.

Участок 2. Диаметр условного прохода Dу=225мм, длина трубопровода lс2=4400м.

Коэффициенты местных сопротивлений по указанной схеме: вставка (конфузор), задвижка клиновая=0.52, клапан обратный поворотный, тройник равнопрходный=4,5.

Отсюда

Е2=15,92. (10.9)

Сопротивление участка 2 трубопровода

Rс2=(0,36321*4400+2,4876*15,92)*10-6=1637,7*10-6ч2/м-6.

Суммарное сопротивление трубопровода.

Rс=Rс1+Rс2=(9.1+1637.7)*10-6=0.0016468ч2/м-6.

Характеристика трубопровода.

Н=Hr+Rc*Q2 . (10.10)

H=170+0.0016468*Q2

Задаваясь различными значениями Q, составим ряд параметров построения характеристики трубопровода:

Таблица 10.1 Параметры построения характеристики трубопровода

Q	0	40	80	120	160	200
Q2	0	1600	6400	14400	25600	40000
Rc Q2	0	2.6	10.5	23.7	42.2	65.9
H	170	172.6	180.5	193.7	212.2	235.9

На характеристику насоса наносим характеристику трубопровода.

Получим следующие данные.

Qраб=230м3/ч.

Нраб=260м.

р=0,55.

Потребная мощность двигателя.

N=1.1*((Qраб *Нраб *р*g)/(3600*1000*р),кВТ. (10.11)

где р=9,81-плотность откачиваемой воды.

N=1.1*(230*260*1000*9,81)/(3600*1000*0,55)=316кВТ.

Выбираем электродвигатель А-144-4м

N=320кВТ,

U=6000В,

n=1500об/мин.

Время работы насосов в сутки при откачке нормального и максимального притоков.

Т=(24*Qпр.н)/Qраб. (10.12)

Т=(24*150)/230=15,6ч.

 Тмах=(24*Qмах)/Qраб . (10.13)

Тмах=(24*315)/230=22,12ч.

Годовой расход электроэнергии на водоотлив.

Е=((1,05*Qраб*Нраб*р*g)/3600*1000*р*дв*с))*

(30*Тн+60Ттах), кВт ч/год. (10.14)

Е=((1,05*230*260*1000*9,81)/3600*1000*0,55*0,95*0,93))*

(30*15,6+60*22,12)=585536,4 кВт ч/год.

Расчёт расхода электроэнергии на 1м3 откаченной воды.

е=(1,05*Qраб*р*g)/(3600*1000*р*дв*с), кВт ч/м3.

е=(1,05*230*1000*9,81)/(3600*1000*0,55*0,95*0,93)=1,35 кВтч/м3.

10.4 Ограждение карьеров от поверхностных вод

Ограждение карьера от поверхностных вод производится при помощи системы нагорных канав и дамб, сооружаемых за пределами карьерного поля; для приёма и отвода этих вод за зону влияния дренажных систем. Канавы и дамбы располагаются по контуру разреза.

11ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ

Проектные решения по защите окружающей среды должны отвечать требованиям и быть оптимальными.

Согласно действующим положениям объёмы выбросов газов и пыли в атмосферу не должны превышать значений, при которых в атмосфере, вблизи жилых массивов, концентрация вредных примесей не должна превышать санитарных норм.

Основные требования, ограничивающие нарушение земельных участков при ведении открытых горных работ, состоят в следующем: предприятия обязаны выплачивать одновременную компенсацию за изымаемую землю или передать землепользователям равноценные участки рекультивируемых земель.

Величина компенсации определяется затратами на освоение новых земель, или в пределах 5-20тыс.тенге за 1га.

Предприятия обязаны в ходе работ или не позднее годового срока после завершения работ, привести за свой счёт земельные участки в состояние, пригодное для использования их по назначению.

В условиях разреза могут иметь место скопления ядовитых газов и пыли. Поэтому, доступ рабочих на рабочие места, разрешается только после полного проветривания разреза в местах взрыва.

Доступ в разрез разрешается после замера содержания ядовитых газов в воздухе и их соответствие санитарным нормам, то есть содержание кислорода должно быть 20% и углекислого газа-0,5%.

Для снижения запылённости воздуха при выемочно-погрузочных работах предусматривается проектом орошение забоя водой при помощи поливных машин, также предусматривается нагнетание воды в угольные пласты. Для предотвращения самовозгорания угля и пород в отвале предусматривается их полив. Автодороги поливают ниогрином.

Для пылеподавления на отвальных работах, предусматривается разгрузка ковша с высоты 1-3м.

Для очистки и использования дренажных вод рекомендуется откачивать дренажные воды разреза на поверхность через наклонный ствол дренажной шахты, очищать и транспортировать в озеро Акбидаик. На площадке наклонного ствола построить очистные сооружения дренажных вод с двухступенчатой схемой очистки (отстаивание и фильтрование).

Основными отходами производства на карьере являются породы вскрыши, которые представлены суглинками, супесями, кварцевыми песками, битуминозными углистыми породами, песчаниками, алевролитами и аргеллитами. Вскрышные породы предусматривается складировать во внешний отвал.

Бытовые твёрдые отходы предусматривается вывозить на организованные свалки, в местах согласованых с органами санэпиднадзора. Содержимое бензо-маслоуловителей предусматривается уничтожать на специализированых предприятиях, с соблюдением действующих норм и правил.

12. РЕМОНТ ГОРНОГО И ТРАНСПОРТНОГО ОБОРУДОВАНИЯ

Под системой планово-предупредительных ремонтов (ППР) понимается комплекс взаимосвязаных положений по техническому обслуживанию и ремонту оборудования с целью поддержания его работоспособности.

Система ППР включает планирование, подготовку и выполнение технического обслуживания и ремонта в требуемом объёме и в установленные сроки.

Сущность ППР заключается в том, что после наработки установленных объёмов или машино-часов производятся различные виды технического обслуживания и ремонтов оборудования, последовательность и периодичность которых определяются ресурсами деталей, узлов и агрегатов, условиями эксплуатации оборудования.

Общие положения о ремонте:

Структурой ремонтного цикла основного оборудования карьера предусмотрено проведение следующих видов ремонтов: капитального, среднего и текущего.

Положением о ППР предусматривается двух цикловая система ремонтов.

По первому циклу ремонтируется вводимое в эксплуатацию из монтажа оборудование, по второму циклу-оборудование, которое прошло капитальный ремонт.

Переодичность, продолжительность и трудоёмкость ремонта аммортизационного оборудования устанавливается предприятием в каждом конкретном случае с учётом его технического состояния.

Ремонтные работы при текущих ремонтах выполняет обслуживающий персонал и ремонтные бригады в специально отведённое время в объёмах установленных заводом изготовителем.

Капитальные ремонты осуществляют с целью устранения неисправностей и полного, или частичного востановления ресурсов.

Главная форма организации капитального ремонта, выполняется с привлечением ремонтных организаций.

Для механизации ремонтов горно транспортного оборудования принимаем железнодорожный кран ЕДК-500 и автокран «КАТТО», а также строительство блока РСХ.

Аварийные ремонты возникают в результате аварийных повреждений оборудования. По объёму ремонтные работы могут носить характер текущих или капитальных.

Принимаем на горно-транспортном оборудовании агрегатно-узловой метод ремонта, при этом ремонтируемое оборудование разбиваем на узлы и агрегаты, которые ремонтируются и сдаются на склад ремонтного подразделения, а имеющиеся агрегаты и узлы на складе монтируются на оборудовании, таким образом сокращается время ожидания ремонта.

Ремонтируем оборудование на ремонтных площадках. Она должна быть обеспечена напряжением, должна располагаться на целике, иметь ровное покрытие, подъездные пути.

Оборудование обеспечивается системой технического обслуживания, предусматривающего проведение ежесменного, ежесуточного, еженедельного, сезонного обслуживания. Ежемесячно предусматривают ремонтный осмотр.

В рамках ремонтного цикла предусматриваем текущий (годовой), средний, капитальный ремонты.

Проведение вида ремонта зависит от количества горной массы экскавируемой машиной (переработанной) с последнего ремонта.

Таблица 12.1 Проведение ремонтов оборудования в зависимости от объёмов переработанной горной массы

Оборудование	Текущий ремонт	Средний ремонт	Капитальный ремонт
ЭКГ-6.3У ЭКГ-12.5 ЭШ-13.50 ЭР-1250-Д ЭРП 2500	2.3/35 3.6/26 2.5/35 9/45 9/45	7.4/35 7.5/35 7.5/35 27/80 27/180	14.5/61 15/70 15/62 54/110 54/180

В таблице 12.1, в числителе указаны объёмы горной массы, млн. м3 и продолжительность ремонтов (знаменатель), суток.

В состав ремонтного хозяйства железнодорожного транспорта входят локомотивные и вагонные депо.

Текущий, или капитальный ремонт вагонов, также возможно привлечение ремонтных организаций.

13. ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ КАРЬЕРА

Для электроснабжения горных работ применяем схему с изолированной нейтралью. Для питания силовых электроприёмников применяем переменный трёх фазный ток со следующими эксплуатационными напряжениями: 6кВ-для питания экскаваторов; 0,4кВ-для бурового оборудования, освещения и других силовых токоприёмников.

Питание главные понизительные подстанции получают от главной понизительной подстанции города, 110кВ.

Для питания токоприемников переменного тока принята смешанная схема электроснабжения, когда все оборудование добычных и вскрышных уступов питается от ВЛ-6кВ, проложенных в разрезе параллельно фронту работ (продольная схема), а верхних вскрышных уступов от ВЛ-6 кВ, проложенных по борту разреза, через отпайки, опускаемые в разрез через 400-500 м (поперечная схема).

. Запитку горных работ производим двумя ГПП. Такая схема позволит надёжно и бесперебойно обеспечить питание потребителей, за счёт воздушной линии, которая соединяет обе ГПП. В случае отключения одной из ГПП, вторая может обеспечить энергией ряд потребителей отключенной ГПП.

Питание подстанции глубокого ввода получают от главной понизительной подстанции(ГПП), города, оно поступает на подстанции, от них по фидерным линиям получают питание потребители(6кВ).

Роторные экскаваторы подключаются к воздушным линиям через приключательные пункты типа ЯКНО-10У и далее по гибкому кабелю, размешённому на самоходном кабельном передвизчике.

Одноковшовые экскаваторы подключаются к воздушным линиям через приключательные пункты ЯКНО-6Э и далее по гибкому кабелю.

Буровые станки и другие низковольтные потребители подключаются к ПКТП-6/0,4 которая запитана от воздушной линии.

Таблица 13.1-Расчёт мощности нагрузок

Позиция	Наименование оборудования	количество	Установленная мощность	Суммарная мощность	Расчетная мощность
1	ЭКГ-12.5	2	1200	2400	1080
2	ЭР-1250	4	1550	6200	1250
3	ЭРП-2500	2	2250	4500	2100
4	ЭШ13/50	3	1250	2500	1100
5	ЭКГ-6,3У	1	1200	2400	1080
6	СБР-160	5	184	920	662,2
7	4СБШ-200-60	4	400	1600	900
8	Всего			25020	8172,2

Расчётную мощность определяем по формуле:

Рр=Ру х kсп (13.1)

где Ру-суммарная установленная мощность, кВТ

kсп-коэффициент спроса.

Для средних условий эксплуатации коэффициент спроса составляет 0,45.

На основании проведённых расчётов принимаем трансформаторы для ГПП. Каждая подстанция будет питать приблизительно половину мощностей горных работ разреза, следовательно, мощность подстанции будет равна половине расчётной мощности.

Принимаем для каждой подстанции трансформаторы типа ТД-15000/110. Основные её параметры приведены в таблице 13.3

Электроснабжение добычных экскаваторов осуществляется гибкими кабелями 6 кВ от передвижных подстанций 35/6 кВ.

Питание ПКТП выполнено одно цепной воздушной линией проводами марки АС-120/19 на железобетонных промежуточных и анкерно-угловых металлических опорах.

Таблица 13.2- Техническая характеристика ЯКНО-10У

Параметры	Данные
Номинальное напряжение, кВ Номинальный длительный ток, А Номинальный ток отключения выключателя, кА Максимально допустимый ток, кА Номинальный ток термической стойкости, кА Высоковольтный разъединитель Высоковольтный выключатель Привод выключателя Высоковольтный предохранитель Трансформатор тока Трансформатор напряжения Допустимая мощность отключения с приводом, МВА Способ обслуживания	10У 630 29 50 20 РВФЗ 10/600 ВПП-10К пружинный ПКТ-10 ТПЛ-10 НТМИ-10 350 двухсторонний
Наличие вводов и выводов исполнения	ввод воздушный вывод кабельный
Номинальный ток срабатывания защиты от замыкания на землю (по первичному току) А	1 ч 5
Напряжение срабатывания разрядников, кВ	25 ч 30
Трансформатор тока нулевой последовательности	ТНП-2

Роторные экскаваторы ЭРП-1250 подключаются при помощи передвижных ВЛ-6 кВ и кабельных барабанов, СКП-1200/150 с ёмкостью барабана для кабеля 1200+150 м с кабелем КГЭ 3*1201*95. Подключение оборудования к ВЛ-6 кВ осуществлено через приключательные пункты ЯКНО-6ЭР или ЯКНО-10У.

На поверхностном усреднительном складе роторные экскаваторы подключаются при помощи передвижных ВЛ-6 кВ и кабельных барабанов СКП-1200 /150 с ёмкостью барабана для кабеля 1200+150 м с кабелем КГЭ 3*120+1*95.Подключение оборудования к ВЛ-6 кВ осуществлено через приключательные пункты ЯКНО-6ЭР или ЯКНО-10У.

Буровые станки получают питание 0,4 кВ от передвижной подстанции 6/0,4 кВ по гибким кабелем КГЭ 37010. Подключение передвижных ВЛ-6 кВ к ПКТП выполнено непосредственно через ЯКНО-10У.

Для резервирования и повышения надежности оборудования в разрезе предусмотрена возможность запитки от любого фидера от соседней подстанции кабельными перемычками.

Питание оборудования угольных разрезов производим через распределительные устройства (РП) от подстанций 35/6 кВ.

Разводку кабелей 6 кВ от подстанции 35/6 кВ по всем подстанциям 6/0,4 кВ и объектам произведено по кабельной эстакаде.

Подстанция 6/0,4 кВ на промплощадке станции осуществляет электроснабжение поверхностного усреднительно-погрузочного комплекса (УПК).

Для защиты электрических сетей от атмосферных перенапряжений принимаем разрядники, защитные промежутки, стержневые и тросовые молниеотводы.

Стержневые и тросовые молниеотводы предназначены для защиты объектов от прямых ударов молнии.

Стержневой молниеотвод состоит из молниеприёмника в виде металлического шпиля и токоотвода, соединяющий молниеприёмник с заземлителем, предназначенным для отвода токов молнии в землю. Молниеотвод должен иметь большую высоту, чем защищаемый объект.

Таблица 13.3-Основные параметры трансформатора тд-15000/110

ПАРАМЕТРЫ	ПОКАЗАТЕЛИ
Номинальная мощность, кВ * А	15000
Потери холостого хода, кВт	50,0
Потери к.з, кВт	115,0
Ток холостого хода, А	4,5
Напряжение холостого хода, %	10,7

Тросовым называют хорошо заземлённый на каждой опоре провод, расположенный выше фазных проводов ЛЭП.

В соответствии с требованиями ПТЭ и ПТБ при эксплуатации электроустановок, а также ПТЭ и ЕПБ при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом сооружаем защитные заземляющие устройства, для защиты людей от поражения электрическим током при замыкании на корпуса электрооборудования.

Заземление производится с помощью устройств, которые представляют совокупность заземлителей и проводников которые соединяют заземляющие части электроустановок с заземлителем.

Заземление на разрезе выполняем общим для электроустановок до и выше 1000В=4Ом, при этом величина сопротивления заземления не должна превышать 4Ом, для низковольтной аппаратуры и 10Ом, для высоковольтной сети и передвижного оборудования.

Заземляющее устройство состоит из главного заземлителя, магистрального заземляющего провода, местного заземлителя. Местный заземлитель устанавливается на последней опоре воздушной линии.

Количество заземлителей должно быть не менее двух, на питающую линию.

Центральный заземлитель выполняется из стальных труб диаметром 6см и длиной 400см. Верхний конец трубы находится на 20см выше поверхности, трубы соединяются между собой стальной полосой шириной 2см.

Расчёт заземления.

Центральный заземлитель выполнен из стальной трубы 6см, длиной 400см. Верхний конец трубы выступает на 20см, выше поверхности.

Расчёт заземления ведём исходя из условия, что

Rз.общ=Rз.к+Rз.пр+Rз.ж<4Ом (13.2)

где Rз.к-сопротивление заземляющего контура

Rз.пр-сопротивление магистрального заземляющего провода ПМС-50

Rз.ж-сопротивление заземляющей жилы

Сопротивление магистрального заземляющего провода

Rз.пр=Ro * L (13.3)

Rз.пр=2,75 * 0,8=2,1Ом

где Ro-удельное сопротивление заземляющего провода

L-длина заземляющего провода

Сопротивление заземляющего контура

Rз.к=(Rтр * Rп)/(Rтр * +Rп * тр * n) (13.4)

Rз.к=(8,89 * 2,16)/(8,89 * 0,58+2,16 * 0,4 * 8)=1,43Ом

где Rтр-сопротивление трубчатого заземления

Rтр=р/(2 * П * l) * ln ((4 * l)/d), Ом (13.5)

Rтр=((0.04 * 104)/(2 * 3,14 400)) * ln ((4 * 400)/6)=8,89Ом

где р-удельное сопротивление грунта,Ом х см2

l-длина трубы, см

Rn-сопротивление полосового заземления, Ом

Rп=р/(2 * П * l) * ln ((2 * l2)/в *t),Ом (13.6)

Rп=((0.04 * 104)/(2 * 3,14 * 4000))* ln ((2 * 40002)/2* 20)=2,16Ом

где в-ширина полосового электрода, см;

t-глубина заложения, см;

l-длина полосового электрода, см;

n-число трубчатых электродов заземляющего контура

n=Rтр/Rзк

n=8,89/1,1=8

п и тр-коэффициент использования электродов заземления, соответственно полосового и трубчатого.

Сопротивление заземляющей жилы

Rзж=Lк/(V * S),Ом (13.7)

Rзж=1800/(53 * (13 * 16))=0,4Ом

где Lк-длина кабеля, м;

V-удельная проводимость заземляющей жилы Ом/км;

S-площадь сечения заземляющей жилы кабеля;

Общее сопротивление заземления

Rз.общ=Rз.к+Rз.пр+Rз.ж<4Ом (13.8)

Rз.общ=1,4+2,1+0,4=3,9Ом<4Ом

Также для защиты людей от электрического тока при нарушении изоляции, применяем устройства контроля изоляции, для сетей напряжением 380В и 220В, типа УАКИ 380 и УАКИ 220.

14АВТОМАТИЗАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ ПРОЦЕССОВ

14.1 Автоматизация горно-транспортных комплексов

Автоматизация горных машин и их комплексов на карьерах в широком смысле имеет целью осуществить: управление отдельными рабочими операциями или всей машиной (комплексом машин), контроль работы наиболее ответственных их узлов, защиту механизмов в аварийных ситуациях и учет работы машин (комплексов) в системе оперативно-диспетчерского управления горным предприятием. Объектами автоматизации на современных горных предприятиях являются все виды механического оборудования, обеспечивающие комплекс работ от подготовительных до отгрузки или складирования конечного продукта добычи или вскрышной породы при отвалообразовании. Требуемый уровень автоматизации горно-транспортных машин различен и зависит от выполняемой ими функции в цепочке машин, обеспечивающих технологический процесс.

Основными автоматизируемыми процессами в области циклической технологии на открытых разработках являются бурение, выемка и погрузка горной массы в транспортные сосуды и её транспортирование железнодорожным транспортом.

Оценка работы горно-транспортного комплекса производится на основе измерения объемов добытой горной массы, качества усреднения сырья, равномерности подвигания фронта работ и потерь производительности, вызванных простоями оборудования. Результаты измерений являются информацией, используемой для управления технологическим процессом производства. Выбор структуры автоматизированной системы контроля и управления (АСКУ) комплексом непрерывного действия в общем случае может быть сделан неоднозначно в зависимости от принятого критерия оптимальности, однако всегда предполагает обязательное участие человека (оператора) в контуре управления. Рациональная степень автоматизации зависит от конкретных технологических задач и горнотехнических условий, пригодности объекта к автоматизации, имеющихся технологических средств.

Наибольшее распространение получили иерархические многоуровневые структуры, преимуществами которых являются децентрализация функций контроля и управления и автономность нижних уровней (рангов) по отношению к верхним, обеспечивающие помехоустойчивость и надёжность.

Центральный диспетчерский пункт оборудуется мнемосхемой комплекса, средствами связи, а также управляющей вычислительной машиной (ВМ) с устройствами ввода и вывода информации. Операторские пункты машинистов роторного экскаватора, перегружателя и отвалообразователя оборудованы щитами управления, мнемосхемой, средствами связи, бортовой ВМ. Подсистема технологического контроля и управления конвейерными линиями подчинена непосредственно диспетчеру комплекса. Подсистемы, являющиеся подсистемами второго ранга иерархии, связана информационными связями, необходимыми для согласованного управления ими. Из множества возможных локальных систем нижнего ранга на схеме выделены только наиболее характерные подсистемы автоматического определения координат экскаватора, перегружателя и отвалообразователя; автоматического управления движением машин по заданным траекториям программного управления перемещением отвалообразователя; автоматического регулирования производительности экскаватора; дистанционного управления конвейерами машин; пространственного согласования перегрузочных органов; автоматического натяжения и центрирования лент конвейерной линии сблокированного запуска - останова конвейеров и переключения потоков горной массы; очистки лент и барабанов; удаления металла из грузопотока; контроля состояния конвейеров и хода процесса транспортирования горной массы. Многочисленные непосредственные информационные связи между подсистемами нижнего ранга на схеме не показаны. Соответствующие группы подсистем связаны с роторным экскаватором, перегружателем, конвейерными линиями и отвалообразователем.

Информация о состоянии оборудования и о ходе технологических процессов, циркулирующая в системе контроля и управления комплексом непрерывного действия, по назначению разделяется на аварийную, одновременно отключающую весь комплекс или отдельные его части, и предупредительную, извещающую о возможности возникновения аварий или об отклонении технологических режимов от допустимых рабочих пределов (используется при оперативном управлении).

Существенное снижение аварийности и повышения эффективности работы комплексом могут быть достигнуты только при значительном улучшении информационного обеспечения диспетчера и машинистов предупредительной информацией. При этом способе особое внимание должно уделяться контролю за работой конвейерных установок и пунктов перегрузки.

14.2 Автоматизация одноковшовых экскаваторов

Ручное управление экскаватором при мгновенных изменениях условий работы затрудняет эффективное ведение процесса, уменьшает производительность машиниста. Выполнение рабочих операций на высоких скоростях, особенно в сложных условиях и к концу смены, сказывается на физических возможностях человека, поэтому разница в производительности экскаватора управляемого разными машинистами, может достигать 40%.

Для автоматизации одноковшовых экскаваторов осуществляется автоматическое управление операциями копания, поворотом экскаватора, учёт производительности и расход электроэнергии.

При автоматизации роторных экскаваторов, осуществляется регулирование производительности и нагрузки на рабочие механизмы.

Для автоматического управления процессом бурения станками шарошечного бурения, разработано устройство для измерения осевой нагрузки на забой скважины. Датчиком контроля усилия служит электромеханический преобразователь, состоящий из упругого раздвоенного кронштейна, катушки дифференциального трансформатора и сердечника. Катушка и сердечник закреплены к щеткам трансформатора. При приближении щёк под действием растягивающей силы, сердечник входит в катушку. При этом индуктивное сопротивление и напряжение на вторичной обмотке катушки меняется пропорционально усилию подачи. Датчик ДД соединяется с цилиндрами подачи бурового инструмента через канат УЗ.

Измерение производится с помощью дискретно-аналогового устройства.

В состав измерительного устройства входят:

Физочувствительное устройство ФЧУ;

Исполнительные устройства ИУ1 и ИУ2;

Усилитель УС;

Аналоговый компенсатор АК;

Источник энергии ИЭ;

Ключи К1 и К2;

Компенсирующий преобразователь КП;

Кодирующе-декодирующее устройство КДУ;

Цифровой индикатор;

Блок регистрации БР;

Аналоговый индикатор АИ.

Максимально возможная производительность экскаваторов достигается при правильном сочетании подъёмного и напорного движений в процессе копания.

Это сочетание достигается автоматическим регулированием процесса копания.

Автоматическая система в начале копания обеспечивает заглубление ковша на максимальной скорости напора. Толщина стружки увеличивается до значения, соответствующего полной нагрузке двигателя подъёма. Если при черпании нагрузка на двигатель возрастает до не допустимой величины, то толщина стружки уменьшается. После снятия сопротивления резанию, ковш снова автоматически заглубляется, т. е. происходит автоматический обход препятствия.

Толщина стружки определяется путем регулирования скорости привода напора в функции тока электродвигателя подъёма ГН ДН.

Статические и динамические характеристики приводов формируются путем введения в систему обратных связей:

-Жесткая обратная связь по напряжению генератора ОЭН;

-Жесткая обратная связь по току силовой цепи с отсечкой ОЭТ;

-Жесткая обратная связь по напряжению электрического машинного усилителя (ЭМУ) ОЭС.

Схема приводится в режим автоматического копания нажатием кнопки КА при положении командоконтроллера КК в нулевом положе

Основные по управлению роторными экскаваторами можно подразделить на три группы:

1. Управление процессом копания, то есть управление обеспечивающее заданный режим работы механизмов и требуемое количество экскавируемой массы;

2. Управление установочными работами (перемещение экскаватора, опускание и подъём стрелы, ограничение угла поворота стрелы) не связанными непосредственно с процессом копания;

3. Управление операциями согласования работы экскаватора с другими машинами комплекса.

Для машин среднего и большого класса по производительности применяется автоматизация процесса копания, основанного на принципе регулирования по отклонению фактического значения производительности от заданного.

Стружка снимаемая экскаватором имеет в плане серповидную форму, вследствие чего при повороте ротора к краям забоя происходит уменьшение объёмов угля попадающего в ковши, что приводит к потере производительности.

Задающее воздействие формируется в виде произведения сигналов, пропорциональных 1/cos и скорости поворота. Перемножение сигналов производится с помощью потенциометра ПУ. Для повышения точности обработки в системе используется сигнал обратной связи по скорости, формируемый тахогенератором ТГ. Сигналы стабилизируются трансформатором СГ. Угловое положение механизма поворота МП определяется датчиком-сельсином.

Конвейерному транспорту по характеру рабочего процесса свойственна автоматичность действия, что и отличает его от других видов транспорта.

Для повышения эксплуатационных показателей и максимальной безопасности и безотказности необходимо применение дистанционного управления, автоматического контроля рабочих процессов и автоматического регулирования электропривода.

При дистанционном управлении пуск конвейеров осуществляется с централизованного пункта кратковременным нажатием кнопки «ПУСК» в определённой последовательности. Выключение конвейеров производится в обратной последовательности с того же пункта нажатием кнопки «СТОП».

Вся система конвейеров сблокирована таким образом, что пуск конвейеров во избежание подачи груза на не выключенный конвейер производился против направления потока. Для уменьшения потерь времени на период пуска двигатель каждого стоящего сзади конвейера должен включатся после полного разгона ленты впереди стоящего конвейера до нормальной скорости. Скорость ленты контролируется датчиком скорости.

Плановая остановка линии производится в последовательности обратной движению груза, так, чтобы от груза освободились все конвейера и чтобы последующий пуск происходил при незагруженных конвейерах.

При необходимости экстренной остановки немедленно должны остановиться предыдущие аварийному, конвейера, но не последующие.

15. АЭРОЛОГИЯ КАРЬЕРА

С увеличением глубины карьера, оснащённого высоко производительной техникой и интенсификацией добычи угля происходит увеличение степени загрязнения воздуха пылью и газами, не только у источников выделения вредных примесей, но и общей атмосфере разреза.

Основными источниками выделения вредных примесей, на разрезе следует считать:

Взрывные работы;

Бурение скважин станками вращательного бурения;

Образование пыли, газа и паров при работе бульдозеров;

Выделение газа при пожарах угля, склонного к самовозгранию,а также выделение газа и пылиот выветривания пород и процессов окисления угля;

Образование тепла, газа и пыли экскаваторами при погрузочных работах;

Выделение газа и пыли при транспортировании вскрышижелезнодорожным транспортом;

Занос газа и пыли в разрез от внешних источников.

Общая запылённость в разрезе возникает помимо основных источников, также при заносе пыли в карьер поступающим воздухом при скорости ветра 3-4м/сек или при интенсивном выветривании обнажённых пород. Это явление объясняется аэродинамикой воздушных потоков в разрезе.

Вопрос оздоровления атмосферы разреза является неотложной задачей повышения безопасности трудав разрезе, а проблема борьбы с пылью и газами заслуживает такого же серьёзного внимания, какое им уделяется в шахтах.

Для создания нормальных атмосферных условий труда первостепенное значение приобретают организационные инженерно-технические мероприятия по контролю и прогнозу атмосферы, которые должны обязтельно сочетаться со средствами локализации и подавления вредных выделений с применением изолированных от внешней среды кабин машин и механизмов, в которых чистый воздух подаётся специальными фильтровентиляциннымиустановками.

Роль естественного воздухообмена в улучшении атмосферных условий в разрезе огромна. Однак, даже весьма интенсивный воздухообмен, обусловленный сильными ветрами, характерными для района Экибастуза, не обеспечивает на глубине 290м и более нормальных атмосферных условий на рабочих местах.

Рисунок 15.1 Схема естественного воздухообмена

Одним из элементов, определяющих естественное проветривание, является энергия ветра, непостоянство которой во времени определяет различную интенсивность воздухообмена и, как следствие этого, возможность его нарушения с накоплением в атмосфере газов и пыли определённых концентраций. Интенсивность проветривания с помощью энергии ветра зависит от объёма разреза.

Глубина проектируемого разреза равна 300м. Разрез отностся к стадии, которой характерна такая глубина и проектируемые размеры в плане.

Определим расход воздуха вовлекаемого в проветривание на участке L1 (рис.15.1)

Q1=Uоср*h*вlкм3/сек. (15.1)

где Uоср-средняя скорость движения воздуха на поверхности в

слое высотой h, участвующего в проветривании L1;

вlк-средняя ширина карьера для участка L1, в направлении,

перпендикулярном направлению ветра, м, вlк=450м. h=0.482*L1/(3.73+ctgв),м. (15.2)

h=0.482*500/(3.73+ctg36)=48м.

Q1=4.2*48*500=100800м3/сек.

Расход воздуха, участвующий в воздухообмене карьерного пространства, для участка L2, определяется как для открытой площадки.

Q2=г*Uоср*L2*в2к*k,м3/сек. (15.3)

где L2-харктерный размер площадки в направлении ветра, м;

в2к-размер площадки в направлении, перпендикулярному

вектору ветра, м;

г-коэффициент, учитывающий изменение Uоср для L2, г=0.67;

k - коэффициент, учитывающий турбулентную структуру

потока, k=0.129.

характерный размер площдки в направлении ветра.

L2=Lп-H*ctga2. (15.4)

где Lп-характерный размер площадки, м, Lп=1700м.

L2=1700-300*ctg41=1350м.

Q2=0.67*4.2*1350*1300*0.129=6371000м3/сек.

Интенсивность воздухообмена

 Qx=Q1+Q2,м3/сек. (15.5)

Qx=100800+6371000=6371800м3/сек.

Определим величину концентрации в карьерном пространстве по формуле

Cx=(Ш*g*F)/Qx. (15.6)

где Ш-поправочный коэффициент, учитывающий приращение площади за счёт появления наклонных бортов, Ш=1;

g - интенсивность эквивалентного источника выделения вредных веществ в карьере с еденицы площади, мг/см2, g=2000;