Видобування будівельних матеріалів

Размещено на http://www.allbest.ru/

Зміст

Вступ

1. Буровибухові роботи

2. Розрахунок основних параметрів кар`єру

3. Вибір виймально-навантажувального обладнання. Розрахунок продуктивності

4. Розрахунок автотранспорту для розкривних гірських порід

5. Розрахунок автотранспорту для корисної копалини

6. Технологія переробки. Вибір технологічної схеми переробки та отримання щебеню

7. Складування і відвантаження готової продукції

Додатки

Література

Вступ

Різні матеріали, які є продуктом переробки нерудних корисних копалин (щебінь, гравій, бут, пиляний камінь, цемент, пісок, глина та ін.) і використовуються у будівництві (промисловому, житловому, дорожньому та ін.), називають будівельними матеріалами.

Нерудними корисними копалинами називають різноманітні гірські породи, які не можуть бути використані як паливо чи сировина для отримання металів.

Будівельні нерудні корисні копалини представлені породами різного генетичного типу - магматичними (граніт, сієніт, габро, андезит, туфи та ін.), осадовими (вапняк, доломіт, гравій, пісок, глина та ін.), метаморфічними (мармур та ін.). Вони широко розповсюджені в природі, залягають на незначній глибині й видобуваються переважно відкритим способом.

Назви кар'єрів будівельних матеріалів відповідають або назві гірських порід, що розробляються (наприклад, кар'єри піщано-гравійні, гранітні, піщані, мармурові, глиняні, туфові тощо), або назві продукції (щебеневі кар'єри, декоративного каменю тощо).

Початок видобування будівельних матеріалів сягає далекої давнини, коли основним знаряддям праці був камінь. Вапняки з давніх часів використовувались у будівництві. Із вапняку побудовані єгипетські піраміди. Мармуровані вапняки південного узбережжя Криму зустрічаються у кам'яних будівлях Херсонесу (400 років до н. е.) та перших кам'яних спорудах Київської Русі.

Інтенсивний розвиток сучасної галузі промисловості будівельних матеріалів почався у нас у 50-х роках минулого століття, коли темпи зростання виробництва будівельних матеріалів були значно вищі ніж темпи зростання видобутку вугілля та руди. Поряд із зростанням обсягів виробництва різко зросли вимоги щодо якості будівельних матеріалів, особливо щебеню. Виникла галузь виробітку спеціальних залізобетонних виробів (труб, опор, шпал, пізніше -- стінових панелей, перекриттів, плит тощо), щебеню і піску з певним зерновим складом та без сторонніх домішок. Отримання продукції високої якості при розробці різних родовищ можливе лише за суворого взаємозв'язку процесів видобування та переробки сировини.

Досить широкий діапазон зміни потужностей підприємств (від декількох десятків тисяч до декількох мільйонів кубічних метрів за рік), які залежать від характеру родовища та напрямку споживання продукції, особливих вимог щодо її якості (передусім щодо міцності) та зернового складу, можливості комплексного використання продукції у різних галузях народного господарства. Все це визначає необхідність розробки спеціальних способів розкриття, систем розробки, структур комплексної механізації та технологічних схем розкривних та добувних робіт. За наявності таких особливостей безпосереднє перенесення техніки та технології, способів розкриття та систем розробки, застосовуваних в інших галузях гірничодобувної промисловості, на кар'єри будівельних матеріалів технічно й економічно не виправдане. Для цих кар'єрів необхідно створення такої техніки й технології, що відповідають особливостям їх розробки.

Структури комплексної механізації визначаються сукупністю виробничих процесів, які мають свої особливості на кар'єрах будівельних порід. Основна машина у структурі комплексної механізації визначається характеристикою розроблюваних гірських порід та призначенням продукції, що видобувається. Наприклад, при розробці граніту та карбонатних порід, що використовуються для отримання щебеню, залежно від структури масиву й виробничої потужності кар'єру основною машиною може бути екскаватор-мехлопата, одноківшевий навантажувач чи бульдозер, а при видобуванні пильного й штучного каменю - каменерізальна машина чи канатна пила. На піщано-гравійних кар'єрах основна машина визначається ступенем обводненості й валунистості родовища. Це може бути мехлопата, драглайн, багаточерпаковий чи роторний екскаватор тощо. У низці випадків, коли важливо забезпечити спеціальні параметри підривних робіт, розраховані на вибірність дроблення порід вибухом, основними машинами, що визначають структуру комплексної механізації на кар'єрах будівельних матеріалів, можуть бути бурові верстати, розпушувачі та інші машини для підготовки гірських порід до виймання.

Процеси підготовки порід до виймання, виймання й навантаження, транспортування, відвалоутворення, технологічні схеми переробки та методи збагачення корисної копалини визначають у цілому структуру комплексної механізації. Тому логічно обгрунтованим є розгляд технології розкривних і видобувних робіт, а також переробки корисних копалин за видами розроблюваних родовищ та продукції кар'єрів.

Збільшення обсягів продукції з одночасним підвищенням її якості можливе шляхом упровадження прогресивних засобів механізації та нових технологічних схем, а також методів переробки, обґрунтованих на останніх досягненнях науки й техніки. Необхідне створення принципово нових техніки й технології, з використанням нових, більш ефективних видів енергії для руйнування скельних порід, а також нових технологічних схем, які відповідають цим видам енергії.

1. Буровибухові роботи

Витрати на буропідривні роботи складають 20-30% собівартості щебеню. Ступінь розпушення гірської маси здійснює прямий вплив на продуктивність засобів комплексної механізації наступних процесів та визначає сортність продукції, що виробляється. Тому раціональне ведення буро-підривних робіт сприяє поліпшенню показників роботи щебеневих кар`єрів.

Буровибухові роботи мають забезпечити:

- необхідний ступінь і рівномірність подрібнення

- рівну поверхню підошви уступу, що відповідає проектній позначці горизонту

- мінімальне перемішування різнотипних і різносортних порід

- достатній для безперебійної роботи виймально-навантажуального устаткування об`єм підготовленої гірської маси

- мінімальний сейсмічний ефект

- економічність і безпеку.

Оскільки висота уступів на кар`єрі біля 10 м вибираємо середні параметри буровибухових робіт за таблицею.

Діаметр свердловини - 214 мм

Лінія найменшого опору - 9 м

Довжина набивки - 5 м

Відстань між свердловинами - 7 м

Відстань між рядами свердловин - 6 м

Ширина розвалу - 28 м

Питома витрата вибухової речовини

q = p(0.25+0.03f),

де p - коефіцієнт блоковості масиву,

f - кофіцієнт міцності.

q = 0,8(0,25+0,03•7) = 0,368 кг/м³

Для раціонального використання енергії вибуху та керування параметрами розвалу застосуємо метод короткоуповільненого підривання схемою трапецеїдального врубу.

Буріння будемо проводити верстатом 2СБШ-200.

2. Розрахунок основних параметрів кар`єру

1) Визначаємо периметр дна кар'єру, м:

P = 12L+8В

де L - довжина квадрату кар'єрного поля, м;

В - півдіагональ квадрату на плані, м

P = 12•200 = 12600 м.

2) Визначаємо площу дна кар'єру, м² :

S = 19.5S_кв

S = 19.5• S_кв = 19.5•40000 = 780000 м²

3) Визначаємо кінцеву глибину кар'єру, м:

H_к.к. = h_в + h_и

де h_в - потужність розкривних гірських порід, м;

h_и - потужність корисної копалини, м

H_к.к. = 42+2.8 = 44.8 м.

4) знайдемо об`єм гірської маси, м³ :

V_гм = S H_к.к. + 1/2Р H_к.к. ²ctgв_ср + 1/3р H_к.к. ³ ctgв_ср

де в_ср - середній кут укосу борта кар'єру, 45?.

V_гм = 38581789 м³.

5) знайдемо об`єм корисної копалини:

V_кк = S h_и

V_кк =780000•42 =32760000 м³.

6) Знаходимо балансові запаси, т:

З_б = V_кк·с_кк

де с_кк - щільність корисної копалини 2,84 т/м³

З_б = 32760000•2,84 = 101558400 т.

7) Визначаємо промислові запаси (експлуатаційні втрати приймаємо 4%), т:

механізація порода гірський щебінь

Зп=Зб·0,96 = 97496064 т.

8) Знаходимо обсяг розкриву, м³:

V_в = V_г.м.-V_кк

V_в = 5821789 м³

9) Визначаємо середній промисловий коефіцієнт розкриву:

К_ср = V_кк/З_п

К_ср = 32760000 / 97496064 = 0,3 м³/т

3. Вибір виймально-навантажувального обладнання. Розрахунок продуктивності

Для роботи на нашому кар'єрі виберемо екскаватори типу механічна лопата. Виходячи з даних завдання, розкривні породи відносяться до м'яких і вибираються з цілини без попереднього дроблення, а корисна копалина - до твердих порід, тому для забезпечення заданої продуктивності її піддають попередньому дробленню буро-вибуховим способом. За умовами безпеки при виборі типорозмірів мехлопат повинні виконуватись наступні умови:

- для м'яких порід Н_у ? Н_ч.max ;

- для зв'язних-сипучих взірваних породах середньої кусковатости Н_у ? (1,05…1,2)Н_ч.max ;

де Н_у - висота розроблювального уступу, м;

Н_ч.max - максимальна висота черпання екскаватора, м.

Виходячи даных умов застосування вибираємо екскаватор для розкриву і корисної копалини :

Розкрив - ЕКГ-4УС

Корисна копалина - ЕКГ-5А

4. Розрахунок продуктивності екскаваторів

1) Розраховуємо час роботи кар'єру, рік:

Т_к = V_кк/А

де V_кк - обсяг корисної копалини, м³;

А - річна продуктивність кар'єру,м³/рік.

Т_к = 32760000 / 1200000 = 27 років.

2) Розраховуємо продуктивність кар'єру по розкриві, з розрахунку проведення розкривних робіт 25 років :

А_в = V_в/26 років

де V_в - обсяг розкриву, м³

А_в = 5821789 / 25 = 232872 м³/год.

Розкрив

3) Знаходимо технічну продуктивність екскаватора, м³/ч :

П_э.тех = (3600Е/Т_ц.р.)k_э·k_з

де Е - ємність ковша екскаватора по техн. характеристиці, м³;

Т_ц.р. - розрахункова тривалість робочого циклу екскаватора в у даному вибої, що залежить від типу розроблювальних порід і кута повороту екскаватора до розвантаження, 29 с;

k_э - коефіцієнт екскавації 0,95;

k_з - коефіцієнт вибою, що враховує вплив допоміжних операцій 0,9.

П_э.тех = (3600·3.2/29)0,95·0,9 = 339.6 м³/г.

4) Знаходимо змінну продуктивність екскаватора, м³/зміна:

П_э.см = П_э.тех·Т_зм· k_и.э

де Т_зм - тривалість зміни, 8 г;

k_и.э - коефіцієнт використання екскаватора в часі 0,6

П_э.см = 339,6•8•0,6 = 1630 м³/зміна.

5) Знаходимо річну продуктивність екскаватора, м³/рік:

П_э.г = П_э.см·N_д·n_см

де N_д - число робочих днів екскаватора в році, 144 днів (на вскришних роботах);

n_см - число робочих змін у добу 1.

П_э.г = 1630•144•1 = 233090 м³/рік.

Ця продуктивність повністю забезпечує виконання розкривних робіт у заданий термін. Цей же екскаватор буде використовуватись на інших допоміжних роботах у кар`єрі оскільки є запас робочих днів у рік.

Корисна копалина

6) Знаходимо технічну продуктивність екскаватора, м³/ч :

П_э.тех = (3600Е/Т_ц.р.)k_э·k_з

де Е - ємність ковша екскаватора по техн. характеристиці, 5,2 м³;

Т_ц.р. - розрахункова тривалість робочого циклу екскаватора в у даному вибої, що залежить від типу розроблювальних порід і кута повороту екскаватора до розвантаження, 23 с;

k_э - коефіцієнт екскавації 0,55;

k_з - коефіцієнт вибою, що враховує вплив допоміжних операцій 0,8.

П_э.тех = (3600·5.2/23)0,55·0,8 = 358 м³/г.

7) Знаходимо змінну продуктивність екскаватора, м³/зміна:

П_э.см = П_э.тех·Т_зм· k_и.э

де Т_зм - тривалість зміни, 8 г;

k_и.э - коефіцієнт використання екскаватора в часі 0,6

П_э.см = 358•8•0,6 = 1718 м³/зміна.

8) Знаходимо річну продуктивність екскаватора, м³/рік:

П_э.г = П_э.см·N_д·n_см

де N_д - число робочих днів екскаватора в році, 208 днів;

n_см - число робочих змін у добу, 2.

П_э.г = 1718•208•2 = 714478 м³/рік.

Для забезпечення річної продуктивності кар'єру мы візьмемо 2 таких екскаватори, що цілком забезпечує необхідну продуктивність кар'єру.

9) Знаходимо ширину заходки, м:

- для розкривних робіт А = 1,6R_чу = 1,6·15,6 = 24,96 м ;

- для добычных робіт А = 1,35R_чу = 1,35·15,6 = 21 м.

4. Розрахунок автотранспорту для розкривних гірських порід

Для ефективної роботи екскаваторів і автотранспорту на розкривних уступах, необхідно, щоб екскаватор завантажував у кузов автосамосвала 4-10 ковшів. Виходячи з цієї умови вибираємо автосамосвал Белаз-7547.

Для більшої продуктивності застосовуваних автосамосвалов у кар'єрі і на його поверхні будують дороги. Проведемо приблизну оцінку інтенсивності руху автомобілів в одному напрямку по дорогах кар'єру, авт/година.

I_р. = П_э.тех/V_куз

де V_куз - обсяг кузова автомобіля, м³

I_дв. = 339.6/19 = 17 авт/год

Оскільки інтенсивність руху на розкривному уступі знаходиться в межах 11-80 авт. у годину, дорога буде відноситься до ІІ категорії по інтенсивності руху. Магістральна дорога тривалого терміну служби буде мати монолітні цементно-бетонні покриття чи покриття зі струнно-бетону. Виходячи з параметрів дороги і прийнятого автосамосвала приймаємо максимальний ухил дороги і = 60‰ на в'їздній траншеї. На нашому кар'єрі ми приймаємо схему організації руху без закріплення автомобілів за маршрутами, де розрахунок довжин ділянок проїзду автомобілів від вибою до відвала береться середній (за схемою).

Знаходимо сумарну змінну продуктивність екскаваторів на розкриві, т/зміна:

Q_см = П_э.см ·с_ц

де с_ц - щільність породи в цілині 2,55 т/м³.

Q_см = 1630 · 2,55 = 4156,5 т/зміну

Знаходимо число ковшів у кузові самоскида по ємності кузова:

n_k^' = 1,2V_ном./(V_ков·k_н.к·k_у)

де V_ном - номінальний обсяг кузова, м³ (техн.характеристика);

V_ков - обсяг ковша, м³;

k_н.к - коефіцієнт наповнення ковша, 0,8;

k_у - коефіцієнт ущільнення породи в кузові, 0,94.

n_k^' = 1,2·19/(3,2·0,8·0,94) = 9,5

Знаходимо число ковшів у кузові по вантажопідйомності:

n_k^'' = m_ном· k_р.к/(V_ков·k_н.к·с_ц)

де m_ном - номінальна вантажопідйомність кузова,т;

k_р.к. - коефіцієнт розпушення породи в ковші 1,2;

n_k^'' = 45·1,2/(3,2·0,8·2,55) = 7

Приймаємо n_k = 7 ковшів, тобто за одне завантаження в машину потрапить 7 ковшів екскаватора.

Знаходимо фактичну вантажопідйомність,т:

m = (n_k· V_ков· k_н.к·с_ц)/ k_р.к

m = (7·3,2·0,8·2,84)/1,2 = 42 т.

Знаходимо дійсну масу навантаженої машини, т :

Р = m+m₀

де m₀ - маса порожнього автомобіля, т (техн. характеристика).

Р = 45 + 33 = 78 т.

Знаходимо зчіпну масу навантаженої машини, т :

Р_сц = 0,7Р

Р_сц = 0,7·78 = 54,6 т.

Знаходимо силу тяги по машині, кН:

F_к.м = 270зN/v

де з - ккд автомобіля 0,7;

N - потужність двигуна, к.с. (техн.характеристика);

v - швидкість руху, км/год.

F_к.м = 270·0,7·500/15 = 6300 кН.

Знаходимо граничну масу автомобіля при усталеному русі на підйом i, т:

m_п = F_к.м/(щ+i)

m_п = 6300/(20+40) = 105 т

Оскільки гранична маса автомобіля більше його дійсної, то ухил на виїзній траншеї прийнятний.

Визначаємо число самоскидів.

Знаходимо час навантажування самоскида, хв:

t_пог = n_k·t_ц/60

де t_ц - технічна тривалість циклу черпання, 29 с.

t_пог = 7·29/60 = 3,4 хв

Знаходимо час паузи за цикл, хв:

и_ц = t_пог+ t_раз+ t_зад+ t_ман

де t_раз - час розвантаження 1,5 хв;

t_зад - час чекання навантаження і розвантаження 1хв;

t_ман - час маневрів машини 1,5хв.

и_ц = 3,4+1,5+1+1,5 = 7,4 хв

Визначаємо відстань транспортування по похилим шляхам виїзної траншеї:

L₁ = (h / i)•1000, м

де h - висота виїзду, м

і - ухил виїзних траншей, 60 ‰.

(2,8/60)1000 = 47 м.

Визначаємо загальну відстань транспортування розкривних порід

L = L₁+L₂+L₃, м

де L₂ - шлях пройденний самоскидом по кар`єрним дорогам,

L₃ - відстань до відвалу.

L = 47+1200+3600 = 4847 м.

Визначимо загальний час руху автомобіля

T = У (60l_рі/v_срі) + У (60l_хі/v_срі) + и_ц

де l_рі, l_хі - відстані пройдені відповідно порожнім і навантаженим автомобілем,

v_срі - середні швидкості відповідно порожнього і навантаженого автомобіля по ділянкам шляху.

Т = 60(1,2/15+0,047/30+3,6/50+1,2/13+0,047/14+3,6/34) = 21,3 хв.

Знаходимо кількість рейсових автомобілів:

n_рейс = Q_см·k·T/(60m·t_cм·k_в.м)

де k - коефіцієнт нерівномірності роботи навантажувального обладнання 0,89;

k_в.м - коефіцієнт використання змінного часу машиною 0,9.

n_рейс = 4156,5·0,89·21,3/(60·42·8·0,9) = 5 авто.

n_рейс = n_раб = 5 авто.

Знаходимо інвентарне число автомобілів:

n_инв = n_рейс·k_инв

де k_инв - коефіцієнт инвентарности 1,3.

n_инв = 1,3·5 = 7 авто.

Знаходимо загальний пробіг автомобілів за зміну, км/зміна:

l_общ = Q_см(l_с.р+l_с.х)/m

де l_с.р и l_с.х - середня дальність пробігу при робочому і неодруженому ході, км

l_общ = 4156,5 (4,8+4,8)/42 = 987,6 км/зміна

Знаходимо витрату палива за зміну, л/зміна:

А_см = 0,01 l_общ· А_н·г_ман· г_гар· г_зим

де А_н - нормативна витрата палива на 100 км пробігу (приймаємо А_н = 450т);

г_ман - коефіцієнт витрати на маневри і зупинки 1,1;

г_гар - коефіцієнт витрати на гаражні нестатки 1,06;

г_зим - коефіцієнт підвищення в зимовий час 1,1.

А_см = 0,01·987,6 ·450·1,1·1,06·1,1 = 5700 л/зміну.

Витрата мастильних матеріалів складає 5-8% витрати палива:

5700·0,07 = 399 л.

5. Розрахунок автотранспорту для корисної копалини

Для ефективної роботи екскаваторів і автотранспорту на добычных уступах, необхідно, щоб екскаватор завантажував у кузов автосамосвала 4-10 ковшів. Виходячи з цієї умови вибираємо автосамосвал Белаз-75491.

Для більшої продуктивності застосовуваних автосамосвалов у кар'єрі і на його поверхні будують дороги. Проведемо приблизну оцінку інтенсивності руху автомобілів в одному напрямку по дорогах кар'єру, авт/година.

I_р. = П_э.тех/V_куз

де V_куз - обсяг кузова автомобіля, м³

I_дв. = 358/35 = 10 авт/год

Оскільки інтенсивність руху на розкривному уступі знаходиться в межах 11-80 авт. у годину, дорога буде відноситься до ІІ категорії по інтенсивності руху. Магістральна дорога тривалого терміну служби буде мати монолітні цементно-бетонні покриття чи покриття зі струнно-бетону. Виходячи з параметрів дороги і прийнятого автосамосвала приймаємо максимальний ухил дороги і = 60‰ на в'їздній траншеї. На нашому кар'єрі ми приймаємо схему організації руху без закріплення автомобілів за маршрутами, де розрахунок довжин ділянок проїзду автомобілів від вибою до відвала береться середній (за схемою).

Знаходимо сумарну змінну продуктивність екскаваторів на розкриві, т/зміна:

Q_см = П_э.см ·с_ц

де с_ц - щільність породи в цілині 2,84 т/м³.

Q_см = 1718 · 2,84 = 4879,12 т/зміну

Знаходимо число ковшів у кузові самоскида по ємності кузова:

n_k^' = 1,2V_ном./(V_ков·k_н.к·k_у)

де V_ном - номінальний обсяг кузова, м³ (техн.характеристика);

V_ков - обсяг ковша, м³;

k_н.к - коефіцієнт наповнення ковша, 0,9;

k_у - коефіцієнт ущільнення породи в кузові, 0,8.

n_k^' = 1,2·35/(5,2·0,9·0,8) = 11

Знаходимо число ковшів у кузові по вантажопідйомності:

n_k^'' = m_ном· k_р.к/(V_ков·k_н.к·с_ц)

де m_ном - номінальна вантажопідйомність кузова,т;

k_р.к. - коефіцієнт розпушення породи в ковші 1,2;

n_k^'' = 80·1,2/(5,2·0,9·2,84) = 7

Приймаємо n_k = 7 ковшів, тобто за одне завантаження в машину потрапить 7 ковшів екскаватора.

Знаходимо фактичну вантажопідйомність, т:

m = (n_k· V_ков· k_н.к·с_ц)/ k_р.к

m = (7·5,2·0,9·2,84)/1,2 = 77,5 т.

Знаходимо дійсну масу навантаженої машини, т :

Р = m+m₀

де m₀ - маса порожнього автомобіля, т (техн. характеристика).

Р = 77,5 + 72,5 = 150 т.

Знаходимо зчіпну масу навантаженої машини, т :

Р_сц = 0,7Р

Р_сц = 0,7·150 = 105 т.

Знаходимо силу тяги по машині, кН:

F_к.м = 270зN/v

де з - ккд автомобіля 0,7;

N - потужність двигуна, к.с. (техн.характеристика);

v - швидкість руху, км/год.

F_к.м = 270·0,7·1020/15 = 12852 кН.

Знаходимо граничну масу автомобіля при усталеному русі на підйом i, т:

m_п = F_к.м/(щ+i)

m_п = 12852/(20+40) = 214 т

Оскільки гранична маса автомобіля більше його дійсної, то ухил на виїзній траншеї прийнятний.

Визначаємо число самоскидів.

Знаходимо час навантажування самоскида, хв:

t_пог = n_k·t_ц/60

де t_ц - технічна тривалість циклу черпання, 23 с.

t_пог = 7·23/60 = 2,7 хв

Знаходимо час паузи за цикл, хв:

и_ц = t_пог+ t_раз+ t_зад+ t_ман

де t_раз - час розвантаження 1,5 хв;

t_зад - час чекання навантаження і розвантаження 1хв;

t_ман - час маневрів машини 1,5хв.

и_ц = 2,7+1,5+1+1,5 = 6,7 хв

Визначаємо відстань транспортування по похилим шляхам виїзної траншеї:

L₁ = (h / i)•1000, м

де h - середня висота виїзду, м

і - ухил виїзних траншей, 60 ‰.

L₁ = (25/60)1000 = 417 м.

Визначаємо загальну відстань транспортування розкривних порід

L = L₁+L₂+L₃, м

де L₂ - шлях пройденний самоскидом по кар`єрним дорогам,

L₃ - відстань до ДСЗ.

L = 417+1200+2300 = 3917 м.

Визначимо загальний час руху автомобіля

T = У (60l_рі/v_срі) + У (60l_хі/v_срі) + и_ц

де l_рі, l_хі - відстані пройдені відповідно порожнім і навантаженим автомобілем,

v_срі - середні швидкості відповідно порожнього і навантаженого автомобіля по ділянкам шляху.

Т = 60(1,2/15+0,417/30+2,3/50+1,2/13+0,417/14+2,3/34) = 20 хв.

Знаходимо кількість рейсових автомобілів:

n_рейс = Q_см·k·T/(60m·t_cм·k_в.м)

де k - коефіцієнт нерівномірності роботи навантажувального оборудывания 0,89;

k_в.м - коефіцієнт використання змінного часу машиною 0,9.

n_рейс = 4879,12 ·0,89·20/(60·77,5·8·0,9) = 3 авто.

Але візьмемо 6 авто, оскільки необхідно обслуговувати 2 екскаватори з такою продуктивністю.

n_рейс = n_раб = 6 авто.

Знаходимо інвентарне число автомобілів:

n_инв = n_рейс·k_инв

де k_инв - коефіцієнт инвентарности 1,3.

n_инв = 1,3·6 = 8 авто.

Знаходимо загальний пробіг автомобілів за зміну, км/зміна:

l_общ = 2Q_см(l_с.р+l_с.х)/m

де l_с.р и l_с.х - середня дальність пробігу при робочому і неодруженому ході, км

l_общ = 2•4879,12 (3,9+3,9)/77,5 = 982 км/зміна

Знаходимо витрату палива за зміну, л/зміна:

А_см = 0,01 l_общ· А_н·г_ман· г_гар· г_зим

де А_н - нормативна витрата палива на 100 км пробігу (приймаємо А_н = 450т);

г_ман - коефіцієнт витрати на маневри і зупинки 1,1;

г_гар - коефіцієнт витрати на гаражні нестатки 1,06;

г_зим - коефіцієнт підвищення в зимовий час 1,1.

А_см = 0,01·982 ·450·1,1·1,06·1,1 = 5668 л/зміну.

Витрата мастильних матеріалів складає 5-8% витрати палива: 5668·0,07 = 397 л.

6. Технологія переробки. Вибір технологічної схеми переробки та отримання щебеню

Вибрана технологічна схема включає в себе такі основні операції.

1. Подрібнення, яке здійснюється на першій стадії у щокових чи конусних дробарках, на другій - у нормальноконусних і на третій - у короткоконусних дробарках. Схема передбачає можливість роботи дробарок на другій та третій стадіях подрібнення у замкнутому циклі, який здійснюється на останній стадії подрібнення. Можливість здійснення замкнутого циклу дозволяє регулювати вихід та крупність готових продуктів, а також сприяє поліпшенню якості щебеню за формою.

2. Попереднє грохотіння перед окремими стадіями дробіння. Для порід першого типу попереднє грохотіння перед першою стадією, як правило, є доцільним. Перед наступними стадіями воно є обов'язковим з метою виключення забивання конусних дробарок дріб'язком та збільшення продуктивності операцій. За тристадійної схеми попереднє грохотіння перед третинним подрібненням (з метою відбору фракцій + 70 мм) та контрольне грохотіння після вторинного дробіння (з метою відбору фракцій + 40 мм) суміщаються на одних грохотах. Робиться це для скорочення транспортних ліній і зменшення кількості сортувального устаткування, а також для забезпечення роботи дробарок другої та третьої стадій у замкнутому циклі. При режимі підвищеного випуску дріб'язку фракції + 70 і +40 мм йдуть на третю стадію дробіння, а при режимі зниженого випуску дріб'язку повертаються на до-дрібнення у конусну дробарку вторинного дробіння. Третя стадія дробіння виключається.

3. Відбір забруднюючого дріб'язку та видалення його з технологічного процесу рекомендується як обов'язкова операція, яка поліпшує умови грохотіння та підвищує якість щебеню й інших цінних продуктів після подрібнення. Крупність забруднюючого дріб'язку визначається залежно від якості вихідної гірської маси. Для однієї й тієї ж гірської маси крупність відходів змінюється залежно від пори року: у літній сухий період крупність відходів складає 0-10 мм, у перехідні періоди (весна, осінь) вона може досягати ЗО мм. Відбір забруднюючого дріб'язку виконується на вібраційних грохотах із підрешітного продукту попереднього грохотіння перед первинним подрібненням, а за відсутності останнього - із підрешітного продукту попереднього грохотіння перед другою стадією подрібнення.

При попередньому грохотінні з використанням вібраційного грохота важкого типу забруднювальний дріб'язок відбирається на тому ж грохоті, для цього на ньому встановлюють два сита. Відбір забруднювального дріб'язку може виконуватись також на додатково встановленому двоситовому (верхнє сито - для скальпування) вібраційному грохоті, на який надходить нижній продукт попереднього грохотіння перед другою стадією подрібнення. Цей спосіб є більш ефективним, тому що гарантує нормальну роботу у перехідні періоди року, коли гірська маса надходить із кар'єру більш вологою та забрудненою.

4. Сортування рядового щебеню 0-70 та 0-40 мм на товарні фракції з виокремленням продуктів подрібнення крупністю 0-5 мм може виконуватись послідовно або з попереднім поділом усього матеріалу на проміжні продукти крупного і дрібного щебеню. Такий поділ може суміщатися з контрольним грохотінням на останній стадії подрібнення, якщо це не спричинить різке ускладнення конструкційно-компонувальних рішень. З цією метою на контрольному грохотінні встановлюють двоситові грохоти для поділу матеріалу на фракції + 70, 20-70, 0-20 мм (+ 40, 20-40, 0-20 мм).

Роздільне сортування крупного й дрібного щебеню має більшу перевагу порівняно з послідовним сортуванням, оскільки ця схема забезпечує гнучкість переробки крупного та дрібного щебеню, сприяє поліпшенню сортування завдяки зменшенню кількості каскадів грохотів та зниженню загальної витрати води на промивання, що покращує економіку заводу.

Промивання щебеню виконується одночасно із сортуванням на вібраційних грохотах. Як правило, промиванню підлягають тільки дрібні фракції, але у окремих випадках доцільно промивати весь щебінь. Якщо промиванню піддають тільки дрібні фракції, передбачається попередній поділ щебеню на фракції 20-70 та 0-20 мм (20-40 та 0-20мм).

Зневоднювання промитого щебеню здійснюється на грохотах перед подачею на склади готової продукції. Технологічна схема має передбачати можливість роботи без промивання, при цьому грохоти для зневоднення щебеню працюють як перечистильні.

Дешламування відходів подрібнення крупністю 0-5 мм з метою видалення у хвости фракцій 0-0,15 мм і зневоднення піску +0,15 мм перед подачею на склад виконуються переважно у спіральних класифікаторах. Може виникнути необхідність класифікації відходів подрібнення у багатокамерних гідравлічних класифікаторах з метою видачі піску заданого модуля крупності. При відсутності промивання на заводі, а також при недоцільності збагачення або використання відходів подрібнення вони транспортуються у вигляді пульпи у хвостосховище або у сухому вигляді видаються на склад чи у бункер, із якого вивозяться автотранспортом у відвал чи споживачам.

Для рівномірного живлення крупних дробарок первинного подрібнення абразивної гірської маси використаємо важкі живильники. Для рівномірної подачі з бункерів і завантажувальних воронок абразивної гірської маси застосуємо лоткові хитні живильники.

Дроблення і грохотіння може бути виконане по такій схемі:

1	Первинне подрібнення і грохотіння	КСД-2200Т - 2 шт Конусна дробарка	макс. розм. куска 250 мм, 180-360 м3/год
		ДРО-668-10 Грохіт інерційний	макс. розм. куска 200 мм
2	Вторинне подрібнення	КСД-1750Т - 2 шт Конусна дробарка	макс. розм. куска 160 мм, 100-190 м3/год
		КМД-1750Т -4 шт Конусна дробарка	макс. розм. куска 70 мм, 85-110 м3/год
3	Промивання і грохотіння	ДРО-607 Грохіт інерційний	макс. розм. куска 40 мм

7. Складування і відвантаження готової продукції

Основні вимоги, які ставляться до складів готової продукції, поділяються на технологічні та конструкційні.

Технологічні вимоги.

1. Для запобігання змішування різних фракцій між штабелями мають встановлюватися розділювальні стінки висотою 2 м (винятком є конусний естакадно-траншейний склад із розділювальними стінками висотою 4+5 м).

2. Щоб уникнути погіршення якості продукції через сегрегацію та з метою зменшення пилоутворення висота вільного падіння продукції у штабель має не перевищувати 5+6 м, що досягається застосуванням обладнання зі змінною висотою скидання (конвеєри зі змінною висотою скидання, телескопічні, спіральні і ступінчасті спуски тощо).

3. Для збереження якості продукції перелопачування й підгрібання продукції до люків підштабельних галерей мають виконуватися екскаваторами. Компонування складу має забезпечувати мінімально можливу кількість пересипань, а також можливість відвантаження шихтованої продукції.

4. Насипи між люками підштабельних галерей з метою запобігання зниження якості продукції необхідно періодично відвантажувати зі складу. Термін зберігання на складі має не перевищувати часу, на який розрахована місткість складу у добах. Кількість та якість продукції на складі повинна контролюватися.

5. Для запобігання забруднення продукції під складами має влаштовуватись основа з бетону чи ущільненого грунта з підсипанням продукції, що зберігається.

Конструкційні вимоги.

1. Конструкційно-компонувальні вирішення складського господарства мають забезпечувати фронт навантаження та маневреність рухомого залізничного состава.

2. У складських приміщеннях і підземних галереях мають влаштовуватись проходи та монтажно-ремонтні отвори.

3. Для видалення зі складу води, що потрапляє на його територію у вигляді атмосферних опадів або з промитою продукцією, основа складу повинна мати уклон 0,01 +0,03, а також водовідвідні канави та при-ямки. Відвід води з приямків може бути самопливним (за відповідного рельєфу місцевості) або примусовим (з установленням рівнеміра для автоматичного вмикання насоса).

4. З метою максимального скорочення обсягу "мертвих" конусів при розвантаженні через підштабельні траншеї відстань між розвантажувальними люками має бути не більше 3+3,5 м, шо відповідає габаритам лоткових вібродозаторів-живильників.

5. Для запобігання просипання і скидання продукції вітром із шта-белеукладальників і магістральних конвеєрів, встановлених на естакадах, вони мають обладнуватись знімними укриттями, а з метою безпеки обслуговування вздовж конвеєрів необхідно споруджувати огорожу.

6. Пересувні конвеєри мають встановлюватись на підійнятій бетонній основі, а з метою виключення потрапляння продукції під конвеєр з боку штабеля необхідно споруджувати підпірні стінки.

7. Конструкція бункерних складів має забезпечувати рівномірне завантаження відкритих вагонів різних типів, а зависання продукції та змішування різних фракцій має бути виключене.

8. Для забезпечення безпечної роботи екскаваторів відстань між опорами складських галерей або естакад має бути не менше 18 м, а висота до низу конструкцій - не менше 10 м.

Місткість складів розраховується залежно від річного режиму роботи підприємства. Для заводів із цілорічним режимом роботи при розрахунку місткості складу необхідно враховувати можливі перерви у поданні транспорту під навантаження з умовою, що у подальшому запас матеріалу, що накопичився на складі, буде відвантажений разом із черговою виробкою продукції.

Для заводів продуктивністю 1200 тис. м3 на рік та вище пропонуються штабельні естакадно-траншейні склади. На випадок аварійних затримок у поданні транспортних засобів мають бути зарезервовані вільні площадки.

Додатки

Технічна характеристика ЕКГ-4УС

		Параметри	ЭКГ-4УС
1		Місткість ковша основного м2
2		місткість ковшів змінних, м'	3,2, 4,6
3	А	Довжина стріли, м
4	В	Хід рукояті, м
5	а	Кут нахилу стріли, град
6	С	радіус черпання найбільший, м	15,5
7	D	Висота черпання найбільша, м	12,9
8	Е	Радіус вивантаження найбільший, м	13,7
9	F	висота вивантаження найбільша, м	9
10	I	Висота до головних блоків стріли, м
11	К	Радіус черпання на рівні стояння, м
12	L	висота до фильтровентиляционной установки, м
13	М	Просвіт під поворотною платформою, м	1,89
14	N	радіус обертання хвостової частини поворотної платформи, м	5,7
15	Р	Відстань від п'яти стріли до центра обертання, м
16	R	висота до двоногої стійки, м
17	U	Рівень очей оператора, м
18		Довжина гусеничного ходу, м	5,88
19		Середній питомий тиск на ґрунт при пересуванні (1100 мм ланки), кпа	221 181
20		Середній питомий тиск на фунт при пересуванні (1400 мм ланки), кпа
21		Найбільше зусилля на підвіску ковша, кн (тс)
22		Розрахункова тривалість циклу на кут 90°, с	29
23		Швидкість пересування по горизонтальній площадці, км/година	0,55
24		Найбільший подоланий кут підйому, рад (град)	0,2(12)
25		Напруга живильної мережі (3-х фазна, 50Гц), кв	3; 3,3; 6; 6,6
26		Тип електропривода
27		Номінальна потужність мережного двигуна, квт
28		(трансформатора, ква)
29		Маса робоча з ковшем, тонн	211
30		Маса основного ковша, тонн
31		Маса противаги, тонн
32		Завод-виготовлювач	Уралмашзавод

Технічна характеристика ЕКГ-5А

		Параметри	ЕКГ-5А
1		Місткість ковша основного м2	5,2
2		місткість ковшів змінних, м'	3,2; 4,6; 6,3; 7
3	А	Довжина стріли, м
4	В	Хід рукояті, м
5	а	Кут нахилу стріли, град
6	С	радіус черпання найбільший, м	14,5
7	D	Висота черпання найбільша, м	10,3
8	Е	Радіус вивантаження найбільший, м	12,65
9	F	висота вивантаження найбільша, м	6,7
10	I	Висота до головних блоків стріли, м
11	К	Радіус черпання на рівні стояння, м
12	L	висота до фильтровентиляционной установки, м
13	М	Просвіт під поворотною платформою, м	1,89
14	N	радіус обертання хвостової частини поворотної платформи, м	6,7
15	Р	Відстань від п'яти стріли до центра обертання, м
16	R	висота до двоногої стійки, м
17	U	Рівень очей оператора, м
18		Довжина гусеничного ходу, м	5,83
19		Середній питомий тиск на ґрунт при пересуванні (1100 мм ланки), кпа	205 162 127
20		Середній питомий тиск на фунт при пересуванні (1400 мм ланки), кпа
21		Найбільше зусилля на підвіску ковша, кн (тс)
22		Розрахункова тривалість циклу на кут 90°, с	23
23		Швидкість пересування по горизонтальній площадці, км/година	0,55
24		Найбільший подоланий кут підйому, рад (град)	0,2(12)
25		Напруга живильної мережі (3-х фазна, 50Гц), кв	3;3,3;6; 6,6
26		Тип електропривода
27		Номінальна потужність мережного двигуна, квт
28		(трансформатора, ква)
29		Маса робоча з ковшем, тонн	196
30		Маса основного ковша, тонн
31		Маса противаги, тонн
32		Завод-виготовлювач	Уралмашзавод

Технічна характеристика автосамоскидів

		7547	75491
1	Вантажопідйомність, т	45	80
2	Обсяг платформи, м3	19	35
-	із шапкою "2:1"	26	46
3	Двигун	ЯМЗ-240НМ2	КТА-38С
4	Потужність, квт (л.с.)	368 (500)	750(1020)
5	Трансмісія	ГМП(5+2)	електромеханічна
6	Шини	21.00-35	27.00-49
7	Максимальна швидкість, км/год	50	50
8	Радіус повороту, м	10,2	11
9	Маса, т	33	72,5
10	Габарити, мм
-	довжина	8090	10300
-	Ширина	4620	5420
-	Висота	4390	5350

Дробарки конусні

Основні параметри	ксд- 2200Т	ксд- 1750Т	кмд- 1750Т
Діаметр підстави конуса, що дробить, мм	2200	1750	1750
ширина прийомної щілини на відкритій стороні, мм	275	200	80
Найбільший розмір шматків харчування, мм	250	160	70
Діапазон регулювання ширини эазгрузочной щілини, мм	15-30	15-30	5-15
Продуктивність на матеріалі з тимчасовим опором стиску 100-150 Мра і вологовмістом до 4%, у відкритому циклі, M3/h не менш	180-360	100-190	85-110
Електродвигун головного приводу
м потужність, k	250	160	160
- частота обертання, s^Crnіn"1)	8.2(490)	12.2(735)	12.2(735)
- напруга,V	3000,6000	380-660	380-660
Маса дробарки без комплектуючих виробів і запасних частин, t, не більш	95	50	51

Грохота інерційні

Модель	ДРО-688-10	ДРО-607
Розміри поверхні, що просіває, мм	1750x5000	1500x4000
Число ярусів сит (колосників)	2	3
Кут нахилу, град	12-18	12-18
Розмір шматка вихідного матеріалу, найбільший, мм	200	40
Потужність двигуна приводу, квт	15	11
Маса, т	4,9	4,2

Технічна характеристика бурового верстату

показники	2СБШ-200
Тип верстата	Шарошковий
Діаметр долота, мм	214-243
Глибина буріння, м	32
Кут нахилу свердловини, град.	90
Максимальне осьове зусилля, кН	215,6
Частота обертання, об/хв	16-312
Витрата стиснутого повітря, м3/хв.	18
Встановлена потужність двигунів, кВт	253
Маса, т	49,5

Література

1. Томаков П.И., Наумов М.К. Технология, механизация и организация открытых горных работ. - М., Недра, 1986.

2. Транспорт на горных предприятиях. Под ред. Проф. В.А.Кузнецова. - М., Недра, 1976.

3. Подэрни Р.Ю. Горные машины и комплексы для открытых работ. - М., Недра, 1971.

4. Васильев М.В. Современный карьерный транспорт. - М., Недра, 1969.

5. М.Т. Бакка, В.Й. Сивко Видобування та переробка будівельних гірських порід: Навчальний посібник. - Житомир РВВ ЖДТУ, 2003. - 249 с.

Размещено на Allbest.ru