Стационарные машины. Транспортные машины

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Министерство образования и науки РФ

Федеральное агентство по образованию

ГОУ ВПО Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова

Кафедра Механизации и Электрификации горного производства

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к курсовому проекту по дисциплине:

«Стационарные машины. Транспортные машины»

Выполнил: ст. гр. ГП - 03 - 2

Ребров В.В.

Проверил: доцент, к.т.н.

Олизаренко В.В.

г. Магнитогорск 2006 г

Исходные данные:

 Реферат

В данном курсовом проекте было предложено рассчитать транспорт, водоотлив, вентиляцию, пневмоснабжение, график ремонта оборудования для месторождения с годовой производительностью 3,8 млн.т/год, для полиметаллических руд.

После расчётов были приняты для доставки руды в блоке комплекс ПНБ-3Д + автосамосвал МоАЗ-7140-9586 в количестве ПНБ-3Д - 4 шт, автосамосвалов - 8 шт. На откатку горной массы было принято электровозная откатка К-14 - 9 шт, в состав поезда входят вагонетки ВГ-9А - 5 шт в составе.

На водоотлив был принят с учётом суточного водопритока центробежный насос ЦНС 850-240-1440 - 3 шт, из них 1 рабочий, 1 в резерве, 1 на ремонте. Проветривание рудника производится по нагнетательному способу центробежными вентиляторами ВЦД-47,5/490 - 1 шт, в резерве находится привод вентилятора на случай выхода из строя основного.

Снабжение пневмо-энергией производится с помощью компрессоров К-250-61-2 в количестве 3 шт.

Подъём рудной массы скиповой, многоканатный с помощью подъемной машины ЦШ5Х4.

Содержание

• Реферат
• Введение
• 1. Технология ведения и комплексной механизации горных работ
• 2. Рудничный транспорт
• 2.1 Описание технологического процесса транспортирования горной массы
• 2.2 Самоходный транспорт
• 2.3 Электровозный транспорт
• 2.4 Ленточный конвейер
• 3. Эксплуатационный расчёт водоотливной установки
• 4. Эксплуатационный расчёт вентиляторов главного проветривания
• 5. Эксплуатационный расчёт пневмоснабжения рудника
• 6. Эксплуатационный расчёт подъемной установки
• 7. Организация технического обслуживания и ремонта оборудования
• Список литературы
• Введение
• В нашей стране подземным способом добывают около 30% металлических руд и горно-химического сырья, однако на подземных работах занято значительно большее количество трудящихся, чем на открытых работах.
• Одним из наиболее важных звеньев в комплексной механизации подземной добычи руд является процесс перемещения руды от забоя до поверхности, включая операции выпуска, погрузки, доставки её в пределах очистного блока и транспорта по магистральным выработкам до ствола шахты. На доставку и транспортирование руды приходится около 50% всех затрат по добыче.
• Среди горно-механического оборудования, от которого зависит эффективность и надёжность работы горных предприятий, значительную и ответственную часть составляет стационарные машины и установки. Они представляют собой комплексы энергомеханического оборудования, предназначенные для подъёма полезного ископаемого и пустых пород на поверхность, подъёма спуска людей, материалов и оборудования. Осушение месторождения полезного ископаемого и откачки воды из горных выработок на поверхность, искусственного проветривания горных выработок, выработки сжатого воздуха, который используется в качестве энергоносителя некоторых горных машин и механизмов.
• Стационарные установки обеспечивают на горных предприятиях благоприятные условия и эффективность выполнения основных производственных процессов. От надёжной и безаварийной работы стационарного оборудования зависят не только производительность труда, но часто и сама возможность ведения горных работ. Выход из строя приводит к нарушению ритма, а иногда и к остановке работы всего горного предприятия. Поэтому к устройству и эксплуатации стационарных установок предъявляются повышенные требования.
•  1. Технология ведения и комплексной механизации горных работ
• 1.1 Общие сведения
• Рудничный транспорт рудных шахт представляет собой многозвенную систему, состоящую из различных транспортных машин и установок, выполняющих следующие функции:
• - транспортирование полезного ископаемого от очистных забоев, полезного ископаемого и породы из подготовительных забоев до околоствольного двора или до поверхности шахты, а также транспортирование полезного ископаемого по поверхности до склада или до мест погрузки в вагоны железнодорожного транспорта и породы в отвал;
• - транспортирование с поверхности шахты к очистным и подготовительным забоям и обратно вспомогательных грузов различного назначениям и оборудования;
• - перевозка людей к местам их работы и обратно.
• Канатная подъёмная установка представляет комплекс энергомеханического оборудования, предназначенного для обеспечения транспортной связи подземных горных выработок шахты или глубоких горизонтов карьера с земной поверхностью. При помощи канатных подъёмных установок на горных предприятиях осуществляют подъём полезных ископаемых и попутных горных пород, а также спуск подъём и подъём людей, материалов и оборудования.
• Водоотливная установка служит для откачки подземных вод из дренажных горных выработок шахт.
• Вентиляторные установки на горных предприятиях служат для проветривания горных выработок и поддержания в них комфортных условий труда путём создания атмосферных условий, при которых состав воздуха соответствует требованиям отраслевым ПБ.
• 1.2 Способ и схема вскрытия месторождения
• Способ вскрытия.
• Вскрытие месторождения осуществляется четырьмя вертикальными стволами.
• Главный ствол (рудовыдачной) оснащен скипо-клетевым подъемом, вспомогательные стволы - клетевым с противовесом.
• Схема вскрытия.
• Схема вскрытия принимается в зависимости от схемы проветривания. Принимаем диагональную схему проветривания, по вспомогательному стволу, пройденный параллельно главному стволу, воздух подается, по крайним вспомогательным стволам - выдается.
• 1.3 Система разработки
• Для данного месторождения с учётом его горно-геологических характеристик применим этажно-камерную систему разработки с подэтажной отбойкой.
• Система разработки подразумевает донный выпуск руды и доставка в пределах очистного блока происходит за счет своей силы тяжести. Дальнейшая доставка до рудоспуска осуществляется комбинированными способами.
• 2. Рудничный транспорт
• 2.1 Описание технологического процесса транспортирования горной массы
• Схему транспортирования предопределяет принятая схема вскрытия и система разработки.
• Исходя из опытных данных, представленных на рис.2.1. при длине доставки L_дост=450 м, наиболее эффективным является применение погрузочных машин типа ПНБ с нагребающими лапами в комплекте с автосамосвалами. Этот комплекс является наиболее эффективным, т.к. средняя длина доставки автосамосвалов при их максимальном использовании является 400-600 м.
• Доставка при этажно-камерной системы разработки с подэтажной отбойкой с применением машин с нагребающими лапами и самоходным оборудованием подразумевается погрузка горной массы ПНБ в автосамосвал, далее он разгружается в рудоспуск.
• Откатка горной массы до околоствольного двора осуществляется электровозным транспортом. Вагонетки загружаются под рудоспуском с помощью вибролюков. В околоствольном дворе вагонетки разгружаются с помощью опрокида в бункер, далее руда поступает дробилку, а из дробилки - в скип. Скип поднимается по стволу, разгружается, по конвейеру горная масса поступает на обогатительную фабрику либо на склад руды.
• 2.2. Самоходный транспорт
• Выберем отечественный автосамосвал с дизельным приводом, грузоподъёмностью 22 т, МоАЗ-7405-9586.
• Техническая характеристика автосамосвала МоАЗ-7405-9586
• Таблица.2.1.

Параметры	Значение
Грузоподъёмность, т Мощность привода, кВт Скорость максимальная, км/ч Габариты, мм: - длина - ширина - высота Масса, т	22 140 40 8610 2850 2630 19,5

• 2.2.1. Тяговый расчёт
• Сила тяги автосамосвала, развиваемая на уклоне:
• (2.1)
• где G₀, G - масса соответственно машины и груза, т; ?₀ - основное удельное сопротивление движению машины, Н/кН (?₀=100 для дорог без покрытия, с зачисткой); ?_кр =(0,05?0,08)?₀ - дополнительное сопротивление движению на криволинейных участках, Н/кН (?_кр=0,05·100=5 Н/кН); W_в - дополнительное сопротивление воздуха, Н/кН (W_в = 0 - при скорости движения менее 20 км/ч); I - удельное сопротивление на уклоне, Н/кН (i=3Н/кН); а - ускорение трогания, м/с² (а=0).
• Сила тяги в грузовом направлении движения автосамосвала вниз:
• 56365 Н.
• Сила тяги в порожняковом направлении движения автосамосвала вверх:
• 26820 Н.
• Скорость машины, зависимая от условия движения машины:
•  (2.2)
• где N - мощность двигателя машины, кВт; ?_т =0,72?0,75 - коэффициент полезного действия гидромеханической передачи, (?_т=0,75); ?_к - коэффициент полезного действия колеса, (?_к=0,95).
• Скорость машины в грузовом направлении движения вниз:
• 6,3 км/ч.
• Скорость машины в грузовом направлении движения вверх:
• 13,3 км/ч.
• Сцепной вес машины при двух ведущих колёсах:
• (2.3)
• Сцепной вес машины в грузовом направлении движения:
• 232,5 Н.
• Сцепной вес машины в порожняковом направлении движения:
• 114,8 Н.
• Максимальная сила тяги по условию сцепления ведущих колес машины с дорогой, которую способна развить машина :
• (2.4)
• где ? - коэффициент сцепления пневмошин с дорогой, (?=0,5-дороги забойные, в крепких породах, дорожное покрытие мокрое, слегка загрязненное).
• Максимальная сила тяги в грузовом направлении движения:
• 116200 Н.
• Максимальная сила тяги в порожняковом направлении движения:
• 57400 Н.
• Т.к. F_max(гр)>F_гр , F_max(пор)>F_пор ,то машина может перемещаться на данном уклоне.
• Тормозной путь до полной остановки при груженом направлении движения по уклону вниз:
• (2.5)
• где k_ин - коэффициент инерции вращающихся масс для машин с гидромеханической передачей, (k_ин = 1,03 - в режиме движения с грузом); V_н - начальная скорость, м/с (V_н = V_гр).
• 0,3 м.
• Тормозной путь, пройденный за время реакции водителя:
• (2.6)
• где t_p = 0,5?0,6 с - время реакции водителя, с (t_p = 0,6).
• 0,53 м.
• Полный тормозной путь с учетом времени реакции водителя и действия тормозов:
• 1,08 м.
• 2.2.2 Эксплуатационный расчёт
• Время погрузки одного автосамосвала в комплексе с ПНБ-3:
•  (2.7)
• где V_куз - вместимость кузова, м³ (V_куз=22/2,7 = 8,1 м³); k_з.к.- коэффициент загрузки кузова, (k_з.к.=0,9); Q_H - производительность погрузочной машины непрерывного действия, м³/мин.
• 1,6 мин.
• Продолжительность движения машины в грузовом и порожняковом направлениях:
• (2.8)
• где L_дост - длина доставки, км; k_с.х.- коэффициент, учитывающий среднеходовую скорость движения, (k_с.х.=0,75 при L_дост=0,45 км).
• 8,42 мин.
• Время разгрузки зависит от конструктивного исполнения кузова транспортной машины, для автосамосвалов с опрокидным кузовом t_раз = 0,7 мин.
• Продолжительность маневров в забое t_м.з. и у мест разгрузки t_м.р. зависит от конкретных условий эксплуатации транспортных машин и определяется хронометражными наблюдениями, т.е. по графику организации работ, примем t_м.з.= 1 мин, t_м.р.= 1 мин.
• Продолжительность ожидания машины на разминовках примем t_разм = 2 мин.
• Продолжительность одного рейса транспортной машины:
•  =1,6 + 8,42 + 0,7 + 1 + 1 + 2 = 18,17 мин. (2.9)
• Эксплуатационная сменная производительность одной транспортной машины, автосамосвала:
• (2.10)
• где k_и - коэффициент использования машины, (k_и=0,8); k_н - коэффициент неравномерности грузопотока, (k_н=1,5 при отсутствии аккумулирующей емкости).
• 291,18 т/смен.
• Сменная производительность рудника:
• 4153 т/смен, (2.11)
• где n_дн - количество рабочих дней в году, (n_дн = 305 дней, принято вследствие большой производительности рудника); n_см - число рабочих смен в сутки по выдаче полезного ископаемого, (n_см = 3 смены). Сменная производительность первого участка:
• 2076,5 т, (2.12)
• где n_уч - число участков на руднике, (n_уч=2).
• Расчётное число рабочих транспортных автосамосвалов на эксплуатируемом участке:
•  7,13 ? 8 автосамосвалов. (2.13)
• Инвентарное число машин с учётом машин, находящихся в резерве и ремонте:
• 20 автосамосвалов. (2.14)
• Сменный пробег рабочих автосамосвалов:
• (2.15)
• где k_х - коэффициент, учитывающий холостой пробег машины на заправку, к пунктам обслуживания и т.д., (k_х=1,2).
• 77 км.
• 2.2.3. График организации движения
• График организации движения автосамосвалов на первом участке представлена для двух автосамосвалов на 1 блок. (Рис. 2.3.)
• 2.3 Электровозный транспорт
• Электровоз принимается по сцепному весу в зависимости от производственной мощности рудника, при мощности A_год^ш = 3,8 млн.т./год, сцепной вес электровоза равен Р_сц= 140 кН.
• Принимаем электровоз КТ14.
• Техническая характеристика электровоза КТ14 Таблица 2.2.

Параметры	Значение
Масса, т (сцепной вес, кН) Габариты, мм - длина - ширина - высота Жёсткая база, мм Часовая/длительный режим Сила тяги, кН Сила тока, А Скорость, км/ч Двигатель - тип - мощность, кВт	14 (140) 5800 1350 1650 1700 27/14 204/122 11,5/14 ДТН45 2х46

• Выбор вагонетки производим учитывая длину откатки и производительность рудника, при L_отк = 3,9 км и A_год^ш = 3,8 млн.т./год, принимаем ВГ9А.
• Техническая характеристика ВГ9А Таблица 2.3.

Параметры	Значение
Вместимость кузова, м3 Грузоподъёмность, т Колея, мм Высота от головки рельса, мм Жёсткая база, мм Диаметр колеса, мм Масса, кг	9 27 750; 900 1550 1250 400 8900

• 2.3.1. Тяговый расчёт
• Масса поезда при трогании на подъём на засоренных путях у погрузочных пунктов:
• (2.16)
• где Р - масса электровоза, т; ? - коэффициент сцепления колес электровоза с рельсами, (? = 0,2 - поверхность рельсов сухие, чистые. Условие движения без подсыпки песка); ?_г - удельное сопротивление движению, Н/кН (?_г = 3,5 Н/кН); ?_кр - удельное сопротивление на криволинейных участках, Н/кН (?_кр=6 Н/кН); i_p - руководящий уклон пути, Н/кН (i_p=3 Н/кН); а - ускорение при трогании, м/с² (а=0,03 м/с²).
• 146 т.
• Число вагонеток в составе:
• (2.17)
• где V_в - вместимость кузова вагонетки, м³; ? - насыпная плотность транспортируемой горной массы, т/м³; G₀ - масса вагонетки, т.
• 4,5 ? 5 вагонеток.
• Параметры состава:
• - масса груза в одном вагоне:
• 24,3 т; (2.18)
• - масса порожнего поезда:
• 44,5 т; (2.19)
• - масса гружёного поезда без локомотива:
• 166 т; (2.20)
• - длина поезда:
• 45,8 м,
• где l_э,l_в - длина соответственно электровоза и вагонетки, м.
• Проверка массы поезда по условию торможения
• Удельная тормозная сила:
• 15,5 Н/Кн. (2.21)
• Согласно ПБ на преобладающем уклоне при перевозки грузов тормозной путь l_т = 40 м.
• 12,4 км/ч. (2.22)
• Проверка массы поезда по условию нагрева тяговых двигателей электровоза
• Сила тяги, отнесенная к одному тяговому двигателю в грузовом F'_г и порожняковом F'_п направлениях:
• 441,45 Н (2.23)
• 860 Н, (2.24)
• где n_дв- число тяговых двигателей; ?_п - удельное сопротивление движению порожних вагонеток, Н/кН (?_п=6 Н/кН).
• Согласно электромеханической характеристике электродвигателя ДТН45, полученным значениям силы тяги соответствуют токи I_г = 20 А, I_п= 50 А Время движения гружёного состава определим исходя из скорости движения допустимой по торможению:
•  (2.25)
• где L_г - длина пути в грузовом направлении, км; k_г - коэффициент, учитывающие снижение скорости в периоды разгона и торможения, (k_г=0,75); V_г - скорость движения в грузовом направлении, км/ч (V_г=V_доп.г.=11,3 км/ч).
• 25,16 мин.
• При силе тока I_п=50 А, скорость движения поезда в порожняковом направлении по электротехнической характеристике V_п = 27 км/ч.
• Время движения порожнякового состава:
• (2.26)
• где L_п - длина пути в порожняковом направлении, км; k_п - коэффициент, учитывающие снижение скорости в периоды разгона и торможения, (k_п=0,8).
• 10,8 мин.
• Продолжительность пауз ?_ц включает продолжительность разгрузки в опрокидыватели t_разгр = 3 мин, загрузке под люком t_загр = 0,83 мин и резерв времени на различные задержки (10 мин):
• 29,15. (2.27)
• Продолжительность одного рейса:
• 65,11 мин.
• Эффективный ток тягового двигателя:
• (2.28)
• где ? - коэффициент, учитывающий дополнительный нагрев двигателей при выполнении маневров (?=1,3 - для контактных электровозов).
• 31 А.
• Длительный ток электровоза определяем по его технической характеристике I_дл=122А, т.к. I_эф < I_дл, следовательно, оставляем в составе 5 вагонеток.
• Длина разминовки:
• .
• 2.3.2. Эксплуатационный расчёт
• Число рейсов одного электровоза в смену:
• (2.29)
• где k_э - коэффициент, учитывающий время подготовки электровоза к эксплуатации (k_э=0,8 - для контактных электровозов).
• 5,16 ? 6 рейсов.
• Число рейсов в смену необходимое для вывоза горной массы при суммарной сменной производительности:
• , (2.30)
• где k_н - коэффициент неравномерности работы поступления груза (k_н=1,25 - при наличии аккумулирующей ёмкости); n_л, n_м - число рейсов на одно крыло соответственно с людьми и вспомогательными материалами, (n_л=3, n_м=3).
• 48,7 ? 49 рейсов.
• Число электровозов необходимых для работы:
• 8,1 ? 9 электровозов. (2.31)
• Инвентарное число электровозов:
• N_и = N_р + N_рез,
• где N_рез - число резервных электровозов, (N_рез=2 при N_р=9).
• N_и=9+2=11 электровозов.
• Сменная производительность одного электровоза:
• 1800 (т·км). (2.32)
• Необходимое число вагонеток:
• z_в.п.=1,25 · z · N_p + z_в.м., (2.33)
• где z_в.м - число вагонеток, транспортирующих вспомогательные материалы, (z_в.м=6).
• z_в.п.=1,25 · 5 · 9 + 6 = 63 вагонеток.
• Расход энергии на электровозный транспорт:
• Расход энергии за один рейс, отнесённый к колесам электровоза:
• , МДж, (2.34)
• 10,15 МДж.
• Расход электровозом энергии за 1 рейс, отнесённый к шинам подстанции:
• (2.35)
• где ?_э - КПД электровоза (?_э=0,6); ?_с - КПД тяговой сети (?_с=0,95); ?_п - КПД подстанции (_п=0,93).
• 19,14 МДж.
• Удельный расход энергии на шинах подстанции за смену, отнесенный к 1 т·км транспортируемого груза:
• 0,04039 МДж/(т км). (2.36)
• Общий расход энергии за смену:
• 654,18 МДж. (2.37)
• Коэффициент одновременности:
• 0,661. (2.38)
• Средний ток:
• 29,3 А. (2.39)
• Потребная мощность подстанции:
• (2.40)
• где U - напряжение сети, В.
• 38,35 кВт.
• Принимаем одну тяговую подстанцию АТП-500/275М мощностью 137,2 кВт
• Максимально допустимую длину участка по одну сторону от тяговой подстанции определяют по условиям падения напряжения:
• где ?U - допустимое падение напряжения в контактной сети, которое при наибольшей нагрузке не должно превышать 15-20%, В (?U = 0,2·220=44В);
• - среднее сопротивление контактного провода и рельсовых путей , Ом/м (R_ср = 0,14+0,043=0,183 Ом/м).
• 1,82 км.
• Т.к. L_у < L_г , следовательно, необходимо проложить усиливающий кабель от тяговой подстанции на 2/3 длины, 2,6 км, длины откаточного участка. Усиливающий кабель присоединяется к контактной сети через каждые 200-300 м.
• 2.3.3. График организации движения
• Приведем организацию движения электровозов на первом участке рудника. Где число рабочих электровозов примем, N_p = 4. Применим организацию движения с закреплением электровоза за определенным составом, электровоз протягивает состав в процессе погрузки и разгрузки. При такой организации движения упрощается диспетчерское управление.
• График организации движения электровозов приведена на рис. 2.5.
• 2.4 Ленточный конвейер
• Часовая производительность конвейера:
• (2.41)
• где t_см - продолжительность смены, ч; k_и - коэффициент использования конвейера, (k_и=0,9).
• 660 т/ч.
• Необходимая ширина ленты конвейера:
• (2.42)
• где k_п - коэффициент производительности, (k_п =550 при ? = 20⁰, ?_д=20⁰); k_в - коэффициент снижения площади поперечного сечения горной массы на ленте в зависимости от угла наклона конвейера, (k_в=1 - при 0 угле наклона конвейера); k₁ - коэффициент, учитывающий условия эксплуатации, (k₁=1 - для стационарных установок); V - скорость движения ленты, м/с (V=2,5м/с); ? - насыпная плотность, т/м³.
• 0,537 м. (2.43)
• Проверяем ширину ленты по кусковатости руды:
• (2.44)
• где а_max - наибольший размер куска, мм (а_max=400 мм).
• 800 мм.
• Принимаем ленту шириной 800 мм, которая удовлетворяет требования по кусковатости транспортируемой руды. В = 800 мм.
• Выбираем негорючую резинотросовую конвейерную ленту, 2РТЛО-800, ?_р=500 Н/мм. диаметр троса, 3,4 мм. Масса 1 м², m_л= 20,5 кг.
• Масса груза на 1 м конвейера:
• 73,3 кг/м. (2.45)
• На конвейере на верхней ветви установлены трёхроликовые опоры, при расстоянии между опорами l_в=1м, масса вращающихся частей верней роликоопор G_в=8,5 кг. На нижней ветви установлены однороликовые опоры, l_н=2 м, G_н=7,7 кг.
• Масса вращающихся частей роликоопор соответственно в верхней и нижней ветви.
• 8,5 кг/м; (2.46)
• 3,85 кг/м . (2.47)
• Линейная масса резинотросовой ленты 2РТЛО-800 шириной 800 мм
• q_л = В · m_л =1·20,5=20,5 кг/м.
• Для определения натяжения и запаса прочности ленты выполним тяговый расчёт ленточного конвейера методом обхода контура по точкам с учётом конфигурации трассы и схемы обводки лентой барабана.
• Сопротивление перемещению груженой ленты на верхней ветви:
• (2.48)
• где L_конв - длина конвейерной ленты, м; g - ускорение свободного падения, м/с²; ? - угол наклона конвейерной ленты, (?=0); ? - коэффициент сопротивления движению ленты по роликовому ставу, (?=0,04).
• 1726 Н.
• Сопротивление перемещению порожней ленты на нижней ветви:
• (2.49)
• 410 Н.
• Составим систему уравнения:
•  (2.50)
• Минимальное натяжение ленты у привода на сбегающей ветви по условию её пробуксовки:
• (2.51)
• где k_т - коэффициент запаса тяговой способности привода, (k_т=1,5); k_д - коэффициент, учитывающий перегрузку ленты при пуске и торможении конвейера, (k_д = 1); e^?? - тяговый фактор привода конвейера (e^?? =3,52 - при ?=180⁰ - угол обхвата, футерованный резиной при сухих условиях работы конвейера).
• Обычно для горизонтальных конвейеров натяжение у привода S'_min=S₁=S_сб, а S'_max=S_наб=S₄, следовательно:
• . (2.52)
• Решая совместно уравнения (2.50) и (2.52), получим:
• S₁=1607 Н; S₄=3772 Н.
• Запас прочности ленты:
• 106. (2.53)
• Мощность привода конвейера:
• (2.54)
• где k_зап - коэффициент запаса, (k_зап=1,2); ? - коэффициент использования электропривода во времени, (?=0,85).
• 3,06 кВт.
• 3. Эксплуатационный расчёт водоотливной установки
• 3.1. Технологическая схема водоотлива
• Опытом эксплуатации и технико-экономическим сравнением установлено, что одноступенчатая схема является наиболее экономичной. Откачка воды из водосборника на поверхность обеспечивается одним или несколькими насосными агрегатами.
• 3.2 Определение водопритока в шахте
• Нормальный суточный водоприток:
• (3.1)
• где k_в - коэффициент водообильности; D_к - количество календарных дней в году.
• .
• Максимальный суточный приток:
• (3.2)
• где k_кр - коэффициент кратности водопритока.
• .
• 3.3 Производительность насоса
• При откачке нормального водопритока:
• , (3.3)
• где Т - нормативное время откачки суточного притока воды в соответствии с правилами безопасности, ч (Т=20 ч - для рудных шахт).
• .
• При откачке максимального притока воды:
• . (3.4)
• 3.4 Определение напора насоса
• Расчётный напор насоса :
• (3.5)
• где Н_г - геодезическая высота насосной установки, м; Н_вс - высота всасывания насоса, м (Н_вс = 5м); Н_н - высота нагнетания, м (Н_н=Н_ш=980 м); Н_сл - высота слива на поверхности, м (Н_сл=2м).
• Н_р=5+980+2=987 м
• горный транспорт рудничный полиметаллический месторождение
• 3.5 Выбор типа и количества насосов
• Выбираем центробежный насос по графику зон промышленного использования насосов Насос принимаем по расчетным значениям подачи Q_p и напора Н_р. Необходимо учитывать, что главные водоотливные установки оборудуются обычно однотипными насосными агрегатами. Это связано с заменами запасных частей насоса. При этом стремятся выбрать насосы таким образом, чтобы расчётные значения обеспечивались одним насосным агрегатом.
• При Q_p = 833 м³/ч и Н_р = 987 м, выбираем насос ЦНС 850-240-1440.
• Расчётные параметры для дальнейшего расчёта выбираются по индивидуальной характеристике насоса при максимальном КПД. Индивидуальная характеристика представлена на рис.3.5. При ?_max=70%, Q_н=800 м³/с; Н_р.к.=122 м; Н_вс=8,4м.
• Количество колёс для обеспечения подачи напора на глубине шахты определяем по выражению:
• колёс. (3.6)
• Количество насосов для откачки суточного водопритока по нормальному водопритоку:
• насос, (3.7)
• где Q_н - производительность насоса, м³/с.
• 3.6 Обоснование количества нагнетательных ставов и составление гидравлической схемы
• Главная водоотливная установка должна быть оборудована не менее чем двумя нагнетательными трубопроводами, один из которых является резервным.
• Принимаем кольцевую схему соединения с параллельным включением коммутационных задвижек. В этом случае нагнетательные трубопроводы 8 и 9 соединяются между собой перемычками 5. На каждой перемычке устанавливаются две коммутационные задвижки 10, между которыми через тройники подключаются насосы 4.
• 3.7 Расчёт характеристики внешней сети
• Расчётным путём определим характеристику внешней сети водоотливной установки для наиболее удалённого участка сети.
• Внутренний диаметр нагнетательного трубопровода:
• (3.8)
• где V_н - скорость движения воды в нагнетательном трубопроводе, м/с (V_н = 0,5 м/с).
• .
• Внутренний диаметр всасывающего трубопровода:
• (3.9)
• где V_вс - скорость движения воды во всасывающем трубопроводе, м/с (V_вс=0,4 м/с).
• . (3.10)
• Коэффициенты местных гидравлических сопротивлений в нагнетательном и всасывающем трубопроводе:
• (3.11)
• . (3.12)
• Постоянная трубопровода:
• (3.13)
• где l_вс - длина всасывающего трубопровода, м (по рис.3.4);
• l_вс= l₁ + l₂ = 3 + 3 = 6 м (3.14)
• l_н - длина нагнетательного трубопровода, м (по рис.3.4);
• l_н = l_пов + H_ш + l_ходка + b_камеры + l_камеры + h_камеры = 30 + 980 + 20 + 5 + 30 + 3 = 1068 м (3.15)
• ,- эквивалентная длина арматуры всасывающего и нагнетательного трубопровода.
• ; (3.16)
•  (3.17)
• где ?_с, ?_к.п., ?_о.к., ?_у.к., ?_з.к., ?_з, ?_т - гидравлические коэффициенты потерь соответственно в приемной сетке, приемном клапане, обратном клапане, угловом колене, закругленном колене, задвижке, тройнике; (?_с=2,51, ?_к.п.=0,5, ?_о.к.=1,7, ?_у.к.=0,32 - при угле поворота 135⁰, ?_з.к.,=1,265 - при повороте 90⁰, ?_з=0,07, ?_т=1,5);
• n_о.к., n_у.к., n_з.к., n_з., n_т. - число обратных клапанов, угловых колен, закругленных колен, задвижек, тройников (n_о.к.=1, n_у.к.=2, n_з.к.=3, n_з.=2, n_т.=2).
• ;
• ;
• .
• Расчет напорной характеристики внешней сети водоотливной установки производится по формуле и ведется в табличной форме

Q,м3/ч	0	200	400	600	800	1000
Rтр·Q2,м	0	5,6	22,4	50,4	89,6	140
Нс	987	992,6	1009,4	1037,4	1076,6	1127

• Графики характеристик напорной внешней сети и насоса представлены на рис.3.5.
• Работа насоса с девятью рабочими колесами вполне обеспечивают выдачу воды на поверхность. Пересечение кривых характеристики внешней сети и технической характеристики напора насоса на 9 рабочих колёс (т.С), является действительным режимом работы насоса.
• Н_нд = 1080 м; ?_нд = 71,5 %; Q_нд= 835 м³/ч.


Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

• 3.8 Проверка действительного режима работы насосной водоотливной установки
• Проверка режима работы на обеспечение необходимой подачи:
• Q_нд > Q_р; 835 м³/ч > 833 м³/ч.
• Проверка режима работы на экономичность:
• ?_нд > 0,9·?_max; 71,5 % > 65%.
• Проверка режима работы на обеспечения напора:
• Н_нд > Н_г (Н_ш); 1080 м > 987 м.
• Водоотливная установка проверяется на время для откачки нормального водопритока. Которое должно быть не менее 20 ч.
• , следовательно, необходимо увеличить число рабочих колес до 10. По графику определяем новое значение расхода воды, Q_нд = 1000 м³/ч, проверяем по условию: , что удовлетворяет нашему условию.
• Н_нд=1100 м, ?=70%; Н_вс= 9,5 м.
• 3.9 Расчёт мощности на валу насоса электропривода
• Мощность на валу насоса электродвигателя:
• . (3.18)
• Расчётная мощность N_p электродвигателя рассчитывается :
• N_{р.эл.дв.} = (1,1 ? 1,15) · N_в = 1,1 · 458,3 = 504,13 кВт .
• На водоотливных установках горных предприятий используется электропривод, работающий в длительном режиме с относительно постоянной нагрузкой. Применительно к такому режиму работы наиболее экономичны асинхронные электродвигатели с короткозамкнутым ротором, которые получили наибольшее распространение на водоотливных установках.
• По мощности электродвигателя N_р.эл.дв = 327,69 кВт и синхронной частоте вращения 1500 мин^-1 принимаем ближайший больший по мощности электродвигатель, А12-52-4, N_эл.дв.=630 кВт, КПД = 93,5 %, cos? = 0,90.
• 3.10 Обоснование объёма водосборника
• Объём водосборника определяется по формуле согласно требованиям ЕПБ.
• Q_вод > 4·Q_норм, следовательно объём водосборника равен Q_вод=4·853 = 3412м³.
• Параметры водосборника (ширину, длину, высоту) подбираем таким образом, что бы его объём был равен 2696 м³.
• Ширина а = 8м. Высота h = 8 м. Длина l = 53,3 м.
•  4. Эксплуатационный расчёт вентиляторов главного проветривания
• 4.1 Описание схемы проветривания и выбор типа вентилятора
• Схема проветривания рудника диагональная, по вспомогательному стволу, пройденный параллельно главному, свежий воздух подается, по фланговым вспомогательном - выдается.
• Способ проветривания нагнетательный, так как применяется в шахтах не опасных по взрыву газа и пыли. На таких рудниках главные вентиляторные установки могут состоять из одного агрегата с резервным электроприводом.
• Выбор вентилятора главного проветривания производится по графику промышленного использования центробежных вентиляторов. Выбор центробежных вентиляторов обоснован тем, что они являются более производительными по сравнению с осевыми.
• По расходу воздуха Q_возд=500 м³/с, максимальным и минимальным депрессиям,
• h_min = 225 мм.вод.ст.=225/0,102=2205 Па;
• h_max=475 мм.вод.ст.=475/0,102=4657 Па.
• одна точка (Q_возд;h_min) не попадает ни в одну зону вентилятора примем вентилятор по максимальной депрессии, (Q_возд; h_max), ВЦД-47,5/490-250.
• Рис.4.1.График промышленного использования центробежных вентиляторов
• 4.2 Определение действительного режима работы вентилятора главного проветривания
• Характеристика внешней сети для минимальной и максимальной депрессии определяются по общему уравнению:
•  (4.1)
• где Н_с - сопротивление внешней сети вентиляторной установки, Па; Q - расход воздуха, м³/с; R_c - коэффициент сопротивления внешней сети.
• Коэффициент сопротивления сети при минимальной депрессии:
• .
• Коэффициент сопротивления сети при максимальной депрессии:
• .
• Расчеты характеристики внешней сети в начале и конце эксплуатации ведем в табличной форме.

Q,м3/с	0	100	200	300	400	500	600
	0	88	352	792	1408	2200	3168
	0	180	720	1620	2880	4500	6480

• По полученным табличным значениям на индивидуальной характеристике вентилятора строим кривые Н_с.min, H_c.max
• Регулирование режимов работы вентилятора производится изменением угла установки лопастей направляющих аппаратов.
• Угол установки лопастей направляющих аппаратов определяется по пересечению перпендикуляра, исходящий из расхода воздуха необходимый для проветривания шахты, и кривых характеристик углов установки лопаток направляющего аппарата на вентиляторе. Определяются статические давления при соответствующих углах:
• 1: ?₁ = 30⁰; h₁ = 2600 Па.
• 2: ?₂ = 20⁰; h₂ = 3250 Па.
• 3: ?₃ = 10⁰; h₃ = 4000 Па.
• 4: ?₄ = 0⁰; h₄ = 4557 Па.
• Время, через которое необходимо заменить установку угла лопаток:
• лет;
• лет;
• лет;
• лет.
• Резерв производительности вентилятора:
• - в начале эксплуатации:
• ;
• - в конце эксплуатации:
• .
• 4.3 Расчет электропривода вентилятора главного проветривания
• Мощность электропривода:
• - в начале эксплуатации:
•  ;
• - в конце эксплуатации:
• .
• Необходимую мощность привода определяем по большей из полученных расчетов.
• Принимаем электропривод СДСЗ-2-17-76-12. N=4000кВт, частота вращения. 500 мин^-1, КПД 95,5%, cos?=0,9.
•  5. Эксплуатационный расчет пневмоснабжения рудника
• 5.1 Схема пневмосети и потребителей сжатого воздуха
• Таблица 5.1. Технические характеристики потребителей сжатого воздуха на каждой стрелке (см. схему), кроме углубочных комплексов

Потребители сжатого воздуха	Обоз-наче-ние	Коли-чество	qi, м3/мин	pi, бар	?кi	kзi	kвi
Бурильные перфораторы Вентиляторы ВМП Погрузочные машины	БП ВМ ПМ	4 5 3	3,5 5,0 22	5,0 4,0 5,0	1,15 1,0 1,1	1,0 0,7 0,25	0,65 1,0 0,4
Углубочный комплекс - бурильные перфораторы - вентиляторы ВМП - грейферный погрузчик	УК БП ВМ ГП	1 4 1 1	- 3,5 5,0 20	- 5,0 4,0 5,6	- 1,15 1,0 1,15	- 1,0 0,7 0,38	- 0,65 1,0 0,45

• 5.2 Расчет производительности и выбор типа компрессора
• Общее количество потребителей сжатого воздуха:
• , (5.1)
• где n_БП, n_ВМ, n_ПМ, n_ГП - количество соответственно бурильных перфораторов, вентиляторов ВМП, погрузочных машин, грейферных погрузчиков.
• Средневзвешенный коэффициент включения потребителей сжатого воздуха:
• (5.2)
• где q_i - номинальный расход сжатого воздуха одним потребителем i - того типа, м³/мин; n_i - количество одноименных потребителей указанного типа; ?_i - коэффициент, учитывающий увеличение расхода воздуха в процессе эксплуатации машин и механизмов вследствие их износов; k_зi - коэффициент загрузки, учитывающий изменение среднего расхода воздуха по сравнению с номинальным из-за отличия действительной нагрузки от номинальной, а также в результате регулирования рабочего режима машин и механизмов; k_вi - коэффициенты включения машины и механизмов.
• Средневзвешенный коэффициент одновременности работы потребителей, К_О=0,8 определенный по рис.5.2.
• Расчетный суммарный расход воздуха потребителями:
• (5.3)
• где ? - коэффициент запаса на неучтенные потребители сжатого воздуха, (?=1,3).
• .
• Расчетная производительность компрессорной станции должна учитывать возможные утечки сжатого воздуха в пневматической сети и в пунктах потребления воздуха:
• Q_кс = Q_п + Q_ус + Q_уп, м³/мин. (5.4)
• где Q_ус, Q_уп - расчетные расходы сжатого воздуха в пневматической сети и в пунктах потребления.
• Величина утечек из-за не герметичности системы трубопроводов в пневматической сети:
• (5.5)
• где а - допустимая величина удельных потерь сжатого воздуха, отнесенная к единицы длины трубопровода, (а = 0,003 м³/(мин·м)); ?l_i-j - суммарная протяженность трубопроводов пневматической сети, м.
• Величина утечек в пунктах воздухопотребления из-за не герметичности присоединительных стыков и шлангов:
• (5.6)
• где b - нормативная величина утечек в присоединительных элементах пунктов потребления сжатого воздуха на одного потребителя, м³/мин (b=0,04 м³/мин).
• Путевые расходы сжатого воздуха рассчитывают, начиная с периферийных участков пневматической сети, примыкающих непосредственно к пунктам воздухопотребления.
• Расход сжатого воздуха на углубочном участке (4-5):
• (5.7)
• .
• Расход воздуха на периферийном участке (10-11):
•  ;
• .
• Расход сжатого воздуха на аналогичных периферийных участках тот же.
• Расход воздуха на магистральных участках:
• (9-10):;
• (8-9):;
• (4-8):;
• (6-7):;
• (4-6): ;
• (2-4): ;
• (2-3): ;
• (1-2): .
• Для выбора компрессора принимают расчетную производительность компрессора, причем суммарная производительность должна быть равна или выше расчетной производительности компрессорной станции.
• Q_п > Q_кс; 675м³/мин > 498,55м³/мин.
• Выбор типа компрессора для стационарных компрессорных станций обычно производится на основе технико-экономического сравнения вариантов. Специальными исследованиями установлено, что при производительности станции 500-1000 м³/мин целесообразны центробежные компрессоры К-250-61-2.
• Принимаем 3 компрессора К-250-61-2.
• Таблица 5.2. Техническая характеристика К-250-61-2

Параметры	Значение
Производительность, м3/мин Абсолютное давление, бар: - на всасывание - на нагнетание Частота вращения вала, мин-1 Мощность компрессора, кВт Электродвигатель - марка - мощность, кВт - напряжение, В	250 1 9 10923 1500 - СТМ-1500-2 1750 6000

• Диаметры трубопроводов сжатого воздуха на участках:
• (1-2): =500 мм;
• (2-4): =500 мм;
• (4-5): = 150 мм;
• (4-6): = 300 мм;
• (6-7): = 250 мм;
• (4-8): = 350 мм;
• (8-9): = 300 мм;
• (9-10): = 250 мм;
• (10-11): = 150 мм;
• Принимаются ближайшие стандартные значения диаметров трубопровода сжатого воздуха.
•  6. Эксплуатационный расчёт подъёмной установки
• 6.1 Обоснование и выбор схемы подъёма полезного ископаемого
• Для подъёма полезного ископаемого по главному стволу наиболее эффективным является двухсосудный подъём, т.к. цикл подъема полезного ископаемого в 2 раза короче, чем при однососудном подъёме, т.е. увеличивается производительность подъёма.
• Подъем полезного ископаемого отдают предпочтение в скипах, т.к. они является более производительным, чем подъем в клетях. Подъем полезного ископаемого в клетях подразумевает выдачу руды в вагонетках, т.к. максимальный объём вагонетки, который помещается в клетях, для подъёма равен 3 м³. Следовательно, такой подъём не может обеспечить необходимую производительность. Бадьевой подъём не применяется, т.к. он является проходческим оборудованием, а не эксплуатационным.
• Принимаем по области эффективного применения рудоподъемных стволов для одноступенчатого вскрытия (Рис.6.1) скиповой подъём и многоканатную подъёмную установку, т.к. он применяются на рудниках большой производительности.
• 1 - шкив трения; 2 - огибающий Рис.6.1 Область применения канат; 3 - головной канат; рудоподъёмных стволов 4 - скип; 5 - хвостовой канат
• 6.2 Производительность и грузоподъёмность подъёмной установки
• Полная высота подъёма грузов для скиповых установок:
• Н = Н_ш + h_о + h_п, м,
• где h_о - глубина опускания подъёмного сосуда ниже основного откаточного горизонта шахты для его погрузки, м (h_о=30 м); h_п - высота переподъёма сосуда над поверхностью шахты для его разгрузки, м (h_п=40 м).
• Н = 980 + 30 + 40 = 1050 м.
• Расчетная часовая производительность скиповой подъёмной установки:
• (6.1)
• где k_р - коэффициент резерва, учитывающий неравномерность поступления грузов к канатному подъёмнику, (k_р=1,15); z_г - число рабочих дней в году, (z_г=305 - режим работы рудника ); t_ч - нормативное число часов работы подъёмной установки, ч (при трёх рабочих сменах по 6 ч, t_ч=18ч).
• .
• Наивыгоднейшая грузоподъемность грузовой подъемной установки:
• (6.2)
• где а_с - коэффициент, учитывающий тип подъемной установки в отношении количества подъемных сосудов. (а_с=1 - при двухсосудном подъеме); b_т - коэффициент оптимальной продолжительности подъема (b_т=4,5 - для многоканатного подъема); ? - длительность пауз между очередными подъемами, с (?=25 с).
• .
• 6.3 Выбор подъемных сосудов
• По наивыгоднейшей грузоподъемности установки, принимаем скип по технической грузоподъемности [2, табл.1.2.]. Ближайшее значение грузоподъёмности скипа только 50 т, выбираем скип Q_с = 50 т, масса скипа Q_с = 25 т.
• 6.4 Расчет и выбор подъемных канатов
• Масса концевого груза скиповой подъемной установки:
• Q₀ = Q_гр + Q_с = 38 + 25 = 63 т. (6.3)
• Высота расположения подшкивной площадки проходческих копров:
• h_к = h_п + h_ап + h_д, м, (6.4)
• где h_к - высота технологического переподъёма сосуда над поверхностью для его разгрузки, м (h_п=40м); h_ап - запас высоты на случай аварийного переподъёма сосуда, м (h_ап=5м); h_д - дополнительный запас высоты до подшкивной площадки, м (h_д=25 м для многоканатных подъемных установок).
• h_к= 40 + 5 + 25 = 70 м.
• Максимальная длина отвеса:
• Н_о = Н_щ + h_о + h_к = 980 + 30 + 70 = 1080м. (6.5)
• При высоте подъема Н > 600 м канат рассчитывают по концевой статической нагрузке без учета силы собственного веса, что считается целесообразным, так как с увеличением длины каната действие ударных инерционных нагрузок существенно снижается. Указанные нагрузки зарождаются в точке присоединения каната к подъемному сосуду и распространяются по канату в виде продольных колебаний, постепенно затухающих по мере приближения к точке набегания каната на направляющий шкив, где статические весовые нагрузки максимальны.
• Расчетная линейная масса каната:
• (6.6)
• где m' - запас прочности по концевой статической нагрузке, (m'=8,5 - для грузовых подъемных установок); ?₀ - условная плотность каната, кг/м³ (?₀=9500 кг/м³); ?_в - временное сопротивление разрыву проволок каната, Па (?_в=1570·10⁶Па); n_к - количество канатов, (n_к=4).
• .
• Примем закрытые проволочные канаты, обладающие преимуществами по сравнению с канатами других типов. Диаметр каната, d_к=38 мм, ?_в=1570·10⁶ Па, линейная масса р = 8,38кг/м, F_сп=1540 кН, F_к= 1305 кН.
• Проверочный расчет фактического запаса прочности каната:
• (6.7)
• где F_сп - суммарное разрывное усилие проволок каната, Н; р - линейная масса каната, кг/м.
• .
• Канат считается пригодным для последующей эксплуатации при Н > 600м, m'_ф>m', 8,7>8,5.
• Оценка степени статической неуравновешенности подъемной системы без хвостового каната:
• . (6.8)
• При ?_ст<0,5, применение хвостового каната, как и других способов статического уравновешения подъемных систем, считается экономически не целесообразным.
• 6.5 Расчет и выбор подъемной установки
• Расчетный диаметр барабана:
• D_но = k_D · d_k, мм, (6.9)
• где k_D - коэффициент соотношения между диаметрами навивочного органа и каната, (k_D=95 - для многоканатных подъемных машин с отклоняющими шкивами).
• D_но = 95 · 38 = 3610 мм.
• Максимальное статическое натяжение головных канатов:
• S_max= g · (Q₀ + n_к · p · H₀) = 9,81 · (63000 + 4 · 8,38 · 1080) = 973кН. (6.10)
• Максимальная разность статических натяжений ветвей канатов для двухсосудных подъемных установок:
• F_max = g · (Q_гр - ? · H),кН, (6.11)
• где ? - разность суммарных линейных масс комплектов хвостовых и головных канатов (?=-р - для установок без хвостовых канатов, ? = - 8,38 кг/м).
• F_max=9,81 · (25 - (-8,38) · 1,050) = 332 кН.
• Предварительно выберем подъемную установку по условиям D_HO<D_ШТ, S_max< S_д, F_max<F_д со шкивом трения ЦШ - 4х4.
• Проведем его проверочный расчет по:
• - прочности футеровки канатоведущего шкива;
• - отсутствию скольжения каната относительно поверхности шкива.
• Статическое натяжение поднимающихся и опускающихся ветвей канатов:
• S_п = S_max = 973 кН; S_оп = S_max - F_max = 973 - 332 = 641 кН.
• Среднее удельное давление на футеровку шкива трения:
• (6.12)
• где D_ШТ - диаметр шкива трения, м (D_ШТ=4м).
• .
• Необходимое условие не выполнено. ?_доп=2500 кПа < ?,
• где ?_доп - допустимое удельное давление на футеровку шкива трения, кПа. Следовательно необходимо принять больший диаметр канатоведущего шкива. Принимаем подъемную машину ЦШ 4Х5 с диаметром шкива 5 м.
• .
• Условие не скольжения канатов относительно поверхности канатоведущего шкива:
•  , (6.13)
• где f - коэффициент трения между канатом и поверхностью канатоведущего шкива, (f=0,2); ? - угол охвата шкива канатом, рад.
• .
• Условие не выполняется. При не выполнении условия скольжения каната возможны следующие варианты решений по его обеспечению:
• - применение футеровок с более высоким коэффициентом трения;
• - утяжеление опускающейся (порожней) ветви за счет подвески тяжелого хвостового каната.
• Окончательно принимаем шкив трения ЦШ-5х4.
• Табл.6.1. Техническая характеристика подъемных машин с многоканатным шкивом трения

Параметры	Значение
Допустимое статическое натяжение каната Sд, кН Допустимая разность статических натяжений каната Fд, кН Передаточные отношения редукторов Масса шкива трения mмi,т Момент инерции отклоняющих шкивов Jшк, т·м2	1450 350 10,5;11,5 25,5 12,5

• D_но< D_д; S_max<S_д; F_max<F_д.
• Отклоняющие шкивы многоканатных подъемных машин поставляется комплектом с выбранной машиной и имеют тот же диаметр, что и канатоведущие шкивы трения.
• 6.6 Расположение подъемной машины относительно оси шахты
• Подъемные машины с многоканатными шкивами трения располагаются над устьем шахтных стволов в верхней части башенных копров. При таком расположении подъемных машин основным расчетным параметром является высота башенного копра, измеряемая от устья шахтного ствола до оси вращения канатоведущего шкива.
• Для многоканатной подъемной системы, имеющей отклоняющий шкив высота копра расчетная равна:
• h_к = h_рб + h_с+ h_сп+ h_тб + h_пк+ R_ош + h_ош + h_ап, м, (6.14)
• где h_рб - высота верхней кромки разгрузочного буккера от уровня устья шахтного ствола, м (h_рб=30,5 м); h_с - высота сосуда в положении разгрузки от низа до верхнего зажима каната, м (h_с=12м); h_сп -высота свободного переподъема сосуда до входа в верхнее предохранительное устройство, м (h_сп=3 м - согласно ЕПБ); h_тб - длина тормозных брусьев для предохранения головки копра при аварийном переподъеме сосуда, м (h_тб=4 м); h_пк - высота противометанного канала, м (h_пк=0,8м); R_ош - радиус отклоняющего шкива, м (R_ош=2,5 м); h_ош - расстояние по вертикали между осями отклоняющего и канатоведущего шкивов, м; h_ап - дополнительная высота на случай аварийного переподъема, когда тормозной башмак сосуда достигает верхнего окончания тормозных брусьев, м (h_ап=3,3м).