Расчет производительности бурового оборудования

Введение

Целью курсового проектирования являются закрепление, углубление и обобщение теоретических знаний, полученных в результате изучения дисциплины «Процессы открытых горных работ», а также приобретение практических навыков в расчетах, связанных с разработкой МПИ открытым способом.

При выборе технологии, способа каждого процесса (взрывная подготовка горных работ, выемочно-погрузочные работы, перемещение горной массы, отвальные работы и механизация и организация вспомогательных работ на карьере) надо проанализировать исходные данные: состояние и свойства горных работ, характеристики их разработки, условие залегания месторождения (мощность, длина, угол падения, структура залежи, содержание ПИ), гидрогеологические и климатические условия и производительность карьера и т.п.

Основная задача курсового проекта состоит в умелом использовании знаний для решения самостоятельных реальных технологических задач, возникающих на производстве. В процессе курсового проектирования имеется возможность расширения своих знаний путем изучения передового опыта горных предприятий и литературных источников.

Ведущими производственными процессами открытых горных работ являются подготовка горных пород к выемке, выемочно-погрузочные работы, перемещение горной массы, отвалообразование вскрышных пород, складирование добытого полезного ископаемого.

Правильный выбор технологии, способа процессов открытых горных работ и горно – транспортного оборудования, во многом определяет высокую производительность и эффективность разработки месторождения.

I. Взрывная подготовка горных пород

Исходные данные:

1. Разрушаемые горные породы – Гипс;

2. Коэффициент крепости – 8 - 10;

3. Категория трещиноватости – 2-3;

4. Объёмная масса пород – 2,3 т/м³;

5. Обводнённость породного массива – небольшая;

6. Класс взрываемости – III;

7. Высота уступа – 12 м;

8. Угол откоса уступа – 70°;

9. Тип применяемого экскаватора – ЭКГ-5;

10. Вид транспорта – автомобильный;

11. Годовой объём горных работ – 8 млн. м³;

12. Число рядов одновременно взрываемых скважин – 4.

Выбор вида бурения, модели бурового станка и технологические расчёты процесса бурения скважин.

Сначала определяем показатель трудности бурения:

МПа;

МПа;

МПа,

где σ_сж, σ_р, σ_сдв – соответственно пределы прочности на сжатие, растяжение и сдвиг;

γ=2,3 т/м³ – объёмный вес породы.

Данная порода по трудности бурения относится к 2 классу – средней буримости (П_б=5,1÷10).

Рассмотрим существующие способы бурения:

- Пневматическое бурение. Пневматические бурильные молотки применяются для бурения шпуров диаметром 32-40 и 52-75 мм в скальных породах.

- Шарошечного бурение. Станки шарошечного бурения в последнее время получили наибольшее распространение при бурении скважин с диаметром 160-320 мм и глубиной 35 м. Наиболее перспективны для бурения в породах с показателем трудности бурения от 6 до 15 и крепостью пород от 6 до 18. Достоинства: высокая производительность, непрерывность бурения и возможность его автоматизации.

- Бурение погружными пневмоударниками. Станки с погружными пневмоударниками применяются для бурения скважин диаметром 100-160 мм и глубиной до 30 м при разработке пород с показателем бурения от 5 до 20 и крепостью от 10 до 20. При производственной мощности до 4 млн м³/год.

- Вибрационное бурение. Станки вибрационного бурения находятся пока на стадии испытаний; их достоинства - относит небольшая масса, простой буровой инструмент и высокая производительность.

Эффективность бурения взрывных скважин определяется скоростью бурения, которая зависит от:

- сопротивления породы разрушению под действием бурового инструмента (основной фактор);

- вида и формы бурового инструмента, способа его воздейст­вия на забой скважины (вращательное, ударно-вращательное и т. д.);

- усилий и скорости воздействия бурового инструмента на за­бой скважины;

- диаметра скважины и, в ряде случаев, ее глубины;

- способа, скорости и тщательности удаления из забоя сква­жины буровой мелочи, препятствующей разрушению породы;

- общей организации и масштаба производства.

Основываясь на вышеперечисленных факторов выбираем шарошечный способ бурения,так как этот способ является наиболее рациональным.

d_скв =( )* /(30*(3-m)), м.

где: Н- высота уступа;

а - угол откоса уступа, град;

С=3,0 м – минимально допустимое расстояние от оси скважин до верхней бровки уступа;

m– коэффициент сближения зарядов средней трещиноватости (1,0…1,1)

d_скв =( )* /(30*(3-1,1))=0,216м

Буровой станок выбираем 2СБШ-200Н исходя из приблизительного соотношения между вместимостью ковша экскаватора ЭКГ-5 и диаметром скважины, а диаметр скважины равно d_с=0,216 м.

Техническая характеристика станка 2СБШ-200Н:

§ Диаметр скважины – 216 мм;

§ Глубина бурения – 24 м;

§ Угол бурения к горизонту – 60°, 75°, 90°;

§ Установленная мощность электродвигателей – 300 кВт;

§ Частота вращения долота – 0,5-5 с^-1;

§ Максимальное осевое усилие подачи на забой – 173 кН;

§ Скорость подачи/подъёма бурового снаряда – 0,017/0,12 м/с;

§ Скорость передвижения – 0,7 км/ч;

§ Расход воздуха на очистку скважин – 25 м³/мин;

§ Масса станка – 50 т.

Требуемое осевое усилие на долото диаметром D=216 мм для разрушения породы крепостью ƒ=10:

кН,

где k=15÷17 большие значения для более крупных долот.

Расчет удельного расхода ВВ

Удельный расход ВВ является основным показателем, от которого зависят как качество дробления горных пород, так и стоимость буровзрывных работ. Значение удельного расхода зависит от факторов, главными из которых являются: свойства горных пород, тип применяемого ВВ и условия взрывания. Удельный расход обычно определяется по формулам приводимых в специальной температуре и уточняется по результатам проведения опытно-промышленных взрывов.

Средний размер куска выбираем исходя из вместимости ковша экскаватора. По исходным данным задан экскаватор ЭКГ-5 с емкостью ковша 5 м³:

м.

Удельный расход ВВ определяется по формуле:

кг/м3,

где q_эт=0,7 кг/м³ – эталонный расход гранулотола для пород с категорией трещиноватости III.

е=1 – коэффициент работоспособности гранулотола.

k_d=0,5/ =1,08– поправочный коэффициент.

γ=2,3 т/м³ – плотность породы.

Максимальный размер куска взорванной породы:

d_мах=0,89 м

d_max=0,4*2,23=0,89

Е – емкость ковша экскаватора, Е =5 м³;

Определяем объем бурения

N_v = N_об × L_скв = 196×14,44 = 2830,2 м

Ширина развала взорванной горной массы:

где K_вз - коэффициент, зависящий от взрываемости пород (для средне взрываемых K_вз = 2,5¸3);

K_з - коэффициент, зависящий от времени замедления при короткозамедленном взрывании зарядов (при мгновенном взрывании К_з=1, при замедлении до 25 мс K_з=0,9, до 50 мc K_з=0,8).

Высота развала взорванной горной массы:

м,

где K_р = 1,4 - коэффициент разрыхления породы в развале.

Средства взрывания зарядов

Для инициирования зарядов взрывчатых веществ применяют средства взрывания.Средства взрывания очень чувствительны и начинаютдействовать от небольших по величине и простых поформе начальных импульсов: удара, нагрева, тренияи т. д.К средствам взрывания предъявляются жесткие требования: безотказное действие от сообщенных этим средством начальных импульсов и достаточная мощность,чтобы обеспечить надежное и безотказное инициирование зарядов.

Качество начального импульса сильно влияет на результаты взрыва: например, одни и те же детонаторы могут сообщать различную скорость детонации патрону-боевику, если они не будут обладать одинаковым начальным импульсом. Следствием разновременного действия замедлителей одного номинала может быть некачественное дробление горной массы, недопустимый сейсмический эффект или нарушения взрывной сети, т. е. отказы. Следовательно, вторым не менее важным качеством средств инициирования должно являться однообразие их действия.

Обязательным условием, предъявляемым ко всем средствам взрывания, является безопасность в обращении. Устройство средств инициирования должно обеспечить их безопасность и стойкость к случайным ударам и тряске, неизбежным при обращении. Другие требования, предъявляемые к средствам инициирования, заключаются в допустимых сроках хранения, простоте устройства, дешевизне и т. д.

Промежуточные детонаторы

Промежуточные детонаторы применяются для инициирования ВВ, обладающих пониженной чувствительностью.

В качестве промежуточных детонаторов используют порошкообразные аммиачно-селитренные ВВ в патронах или же специально изготовляемые шашки — заряды стандартных форм и размеров. Марку шашки в большинстве случаев обозначают буквами и числом. Буквы указывают наименование ВВ, а число — массу. На отечественных горнодобывающих предприятиях наиболее распространены литые и прессованные шашки следующих марок:

Т-400 — тротиловые прессованные цилиндрической формы с центральным сквозным отверстием.

ТГ-500 — изготовленные из сплава тротила и гексогена.

ТТ-500 — тротило-тетриловые цилиндрической формы.

Т-200 — тротиловые.

Т-75, Т-200 — тротиловые прессованные цилиндрической или прямоугольной формы, массой 75 и 200 г с гнездом под капсюль-детонатор (или без гнезда) В зарядах ВВ, где неизбежны инертные примеси в виде шлама, массу промежуточных детонаторов рекомендуется увеличивать на 60—80%. Для обеспечения нормального протекания детонационного процесса по всей длине заряда надо учитывать местонахождение боевика в заряде, а следовательно, и соответствующие его параметры. В зависимости от условий взрывания шашки выпускаются приспособленными для инициирования их капсюлями-детонаторами (электродетонаторами) или детонирующим шнуром. Шашки или патроны ВВ, соединенные с детонирующим шнуром или детонатором, называют боевиками.

Боевики изготовляют на месте работ или в специально. отведенных местах. Количество их не должно превышать потребности подготовляемого взрыва. Патрон-боевик из патронированного ВВ в мягкой оболочке до ввода в патрон детонатора или ДШ нужно хорошо размять, а оболочку с торца развернуть. После введения в патрон ДШ (завязанного узлом) или детонатора бумажную оболочку необходимо обвязать шпагатом вокруг ДШ, огнепроводного шнура или проводов электродетонатор. Детонатор при этом должен быть введен в патрон ВВ на полную длину независимо от типа применяемого ВВ.

При производстве взрывных работ в сырых условиях патрон-боевик изолируют с помощью резиновой оболочки или другими способами.

Боевики вводятся в заряд осторожно, без толчков. При заряжании запрещается уплотнять боевики, а также проталкивать их ударами.

Выбор электродетонатора

Электродетонатор мгновенного действия — соединение КД с электровоспламенителем в одной гильзе, служащее для инициирования заряда ВВ. Принцип действия ЭД мгновенного действия; при прохождении электрического тока мостик накаливания электровоспламенителя мгновенно нагревается, вызывает вспышку зажигательного состава, от которого мгновенно загорается воспламенительный состав. Луч пламени воспламенительной головки вызывает взрыв ЭД. ЭД изготовляются мгновенного, короткозамедленного и замедленного действия. В ЭД применяют безгазовые зажигательные, воспламенительные и замедляющие составы. Электровоспламенитель соединяется с КД при помощи мастики или обжима гильзы по пластикатовой пробочке, а в ряде конструкций резьбовым ниппелем и крышкой. Гильзы ЭД изготовляются из тех же материалов, что и гильзы КД.

Детонаторные провода изготовляются с медной или стальной жилой в полиэтиленовой или полихлорвинидовой изоляции.

Безопасный ток для всех марок ЭД 0,18А. ЭД водонепроницаемы и выдерживают давление водяного столба высотой более 1 м.

Промышленность выпускает ЭД мгновенного действия ЭД-8П (предохранительный), ЭД-8-ПМ, повышенной инициирующей способности предохранительного типа, ЭДБ—не содержит инициирующих ВВ, менее чувствителен к механическим и температурным воздействиям, ЭД-8-ЗПС — для взрывания в сухих местах. ЭД-8-Э и ЭД-8-Ж выпускаются партиями не более 50000 шт., ЭДП, ЭДП-р и ЭДС — не более 15000 шт.

Детонирующий шнур

Детонирующий шнур (ДШ) состоит из оболочки и сердцевины. Сердцевиной служит слабо спрессованное бризантное ВВ или смесь бризантного ВВ с инициирующим, навеска которого составляет 12— 13 г на 1 м шнура. Через сердцевину пропущены две направляющие хлопчатобумажные нити, которые способствуют распределению ВВ при изготовлении шнура. Оболочка состоит из трех слоен льняных или хлопчатобумажных нитей. Средняя и наружная оплетка покрыты изолирующим составом и лаком, которые предохраняют сердцевину от влаги и механических повреждений.

Выбираем марку ДШ-Э12. так как имеется небольшая обводненность. Детонирующий шнур экструзионный нормальной мощности повышенной водостойкости.
Предназначен для передачи детонационного импульса взрывчатым веществам на расстояние при температуре окружающей среды от - 50 °С до + 65 °С. Взрывчатая сердцевина из ТЭНа заключена в капроновые нити.
Наружное покрытие - полиэтилен. Шнур поставляется в бухтах по 50 или 100 м. Бухты шнура упаковывают в дощатые, древесноволокнистые или картонные ящики в соответствии с заказом. В один ящик упаковывают 10 бухт шнура по 50 м или 5 бухт по 100 м, общее количество 500 м. Номер ООН 0065, классификационный шифр 1.1 D.

Гранулотол

Т-400 Г

Расчет интервала замедления

При КЗВ важно правильно определить интервал замедления. При его увеличении уменьшается ширина развала, но может подбой смежных скважин. Ориентировочно интервал замедления можно определить по следующей формуле:

τ=А*Wр, мс

где, А - эмпирический коэффициент, зависящий от крепости и взрываемости пород, мс/м;

А= 4 мс/м - для средневзрываемых пород.

Wр – линия сопротивления по подошве уступа, Wр=8,7 м.

τ =4*8,7=34,8 мс.

Принимаем интервал замедления равным 35 мс.

Определения расходов ВМ на массовый взрыв

Определения расхода промежуточных детонаторов

Необходимое количество ВВ

Q_вв=n_скв*Q_з=196*532,5=104370 кг

Общий вес шашек

М_ша = М_д*m_ш , кг

m_ш – вес одной шашки, m_ш = 0,4 кг.

М_ша = 196*0,4=78,4 кг.

Определения расхода РП

Расход пиротехнических реле принимаем равным числу ступеней замедления Мрп=35 шт.

Определения расхода ЭД

Расход ЭД принимаем равным Мэд=1

Годовая производимость

Qг= Qсм*пр*(псм/Кип)=60480*280(3/10)=5080320 м³

пр – число рабочих дней в году 280 дней;

псм – число рабочих смен в сутки 3;

Кип – коэффициент использования Кип=N_р *20-30%=8*0,2+8=10;

Длина фронта разгрузки

м,

м,

где n_ч.к=420 м³ – часовая производительность бульдозера;

k_пер=1,35 – коэффициент неравномерности работы карьера;

t_р.м=1,75 – продолжительность разгрузки и маневров;

l_п=20 м – длина фронта разгрузки.

Длина отвального фронта

м,

м

Рабочий парк бульдозеров

N_б.р= V_в/ =4000000/2923200=1,3=1.

При 20%-ном резерве инвентарный парк составит 3 бульдозер, окончательное количество бульдозеров принимаем 3 бульдозеров, т.к. могут быть простои на ремонт и техническое облуживание бульдозера.

Схема бульдозерного отвала:

L_ф.о, L_ф.р, L_ф.п, L_ф.рез - соответственно длина фронта отвала, разгрузки, планировки, резервного

Заключение

При выполнении курсового проекта закрепил, обобщил и углубил свои знания по курсу «Процессы горных работ», получил навыки выполнения различных расчетов при выборе технологии, способа проведения процессов горных работ и применяемого в этих процессах горнотранспортного оборудования.

При выборе применяемого горнотранспортного оборудования надо исходить от технологических характеристик оборудований, которые дают эффективную и экономическую целесообразность проведения процессов горных работ.

Выполнение курсового проекта дала навыки технического мышления, работы с учебными и справочными

Использованная литература

1. Ржевский В. В. Открытые горные работы: Учебник для вузов. Ч.1 М.: Недра, 1985.

2. Справочник «Открытые горные работы». М.: Горное бюро, 1994.

3. Томаков П. И., Наумов К. И. Технология, механизация и организация открытых горных работ: Учебник для вузов. М.: Изд. Моск. горного института, 1992.

4. Анистратов Ю. И. Технология открытых горных работ. Учебное пособие для вузов. М.: Недра, 1984.

5. Подэрни Р. Ю. Горные машины и комплексы для открытых горных работ. Учебник для вузов. Том 1, 2. М.: МГГУ, 1999.

6. Симкин Б. А. Технология и процессы открытых горных работ. М.: Недра, 1970.

7. Хохряков В. С. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых. М.: Недра, 1990.

8. Механизация вспомогательных и ремонтных процессов на карьерах / Под. ред. Ф. П. Малашенко, А. Т. Калашникова, Е. Т. Зябрева и др. М.: Недра 1984.

9. Механизация вспомогательных работ на карьерах / Под. ред. А. Г. Печеркина, Л. Ф. Русяева, Ю. А. Пиленкова и др. М.: Недра 1967.

10. Единые правила безопасности при разработке МПИ открытым способом. М.: НПО ОБТ, 1992.

Введение

Целью курсового проектирования являются закрепление, углубление и обобщение теоретических знаний, полученных в результате изучения дисциплины «Процессы открытых горных работ», а также приобретение практических навыков в расчетах, связанных с разработкой МПИ открытым способом.

При выборе технологии, способа каждого процесса (взрывная подготовка горных работ, выемочно-погрузочные работы, перемещение горной массы, отвальные работы и механизация и организация вспомогательных работ на карьере) надо проанализировать исходные данные: состояние и свойства горных работ, характеристики их разработки, условие залегания месторождения (мощность, длина, угол падения, структура залежи, содержание ПИ), гидрогеологические и климатические условия и производительность карьера и т.п.

Основная задача курсового проекта состоит в умелом использовании знаний для решения самостоятельных реальных технологических задач, возникающих на производстве. В процессе курсового проектирования имеется возможность расширения своих знаний путем изучения передового опыта горных предприятий и литературных источников.

Ведущими производственными процессами открытых горных работ являются подготовка горных пород к выемке, выемочно-погрузочные работы, перемещение горной массы, отвалообразование вскрышных пород, складирование добытого полезного ископаемого.

Правильный выбор технологии, способа процессов открытых горных работ и горно – транспортного оборудования, во многом определяет высокую производительность и эффективность разработки месторождения.

I. Взрывная подготовка горных пород

Исходные данные:

1. Разрушаемые горные породы – Гипс;

2. Коэффициент крепости – 8 - 10;

3. Категория трещиноватости – 2-3;

4. Объёмная масса пород – 2,3 т/м³;

5. Обводнённость породного массива – небольшая;

6. Класс взрываемости – III;

7. Высота уступа – 12 м;

8. Угол откоса уступа – 70°;

9. Тип применяемого экскаватора – ЭКГ-5;

10. Вид транспорта – автомобильный;

11. Годовой объём горных работ – 8 млн. м³;

12. Число рядов одновременно взрываемых скважин – 4.

Выбор вида бурения, модели бурового станка и технологические расчёты процесса бурения скважин.

Сначала определяем показатель трудности бурения:

МПа;

МПа;

МПа,

где σ_сж, σ_р, σ_сдв – соответственно пределы прочности на сжатие, растяжение и сдвиг;

γ=2,3 т/м³ – объёмный вес породы.

Данная порода по трудности бурения относится к 2 классу – средней буримости (П_б=5,1÷10).

Рассмотрим существующие способы бурения:

- Пневматическое бурение. Пневматические бурильные молотки применяются для бурения шпуров диаметром 32-40 и 52-75 мм в скальных породах.

- Шарошечного бурение. Станки шарошечного бурения в последнее время получили наибольшее распространение при бурении скважин с диаметром 160-320 мм и глубиной 35 м. Наиболее перспективны для бурения в породах с показателем трудности бурения от 6 до 15 и крепостью пород от 6 до 18. Достоинства: высокая производительность, непрерывность бурения и возможность его автоматизации.

- Бурение погружными пневмоударниками. Станки с погружными пневмоударниками применяются для бурения скважин диаметром 100-160 мм и глубиной до 30 м при разработке пород с показателем бурения от 5 до 20 и крепостью от 10 до 20. При производственной мощности до 4 млн м³/год.

- Вибрационное бурение. Станки вибрационного бурения находятся пока на стадии испытаний; их достоинства - относит небольшая масса, простой буровой инструмент и высокая производительность.

Эффективность бурения взрывных скважин определяется скоростью бурения, которая зависит от:

- сопротивления породы разрушению под действием бурового инструмента (основной фактор);

- вида и формы бурового инструмента, способа его воздейст­вия на забой скважины (вращательное, ударно-вращательное и т. д.);

- усилий и скорости воздействия бурового инструмента на за­бой скважины;

- диаметра скважины и, в ряде случаев, ее глубины;

- способа, скорости и тщательности удаления из забоя сква­жины буровой мелочи, препятствующей разрушению породы;

- общей организации и масштаба производства.

Основываясь на вышеперечисленных факторов выбираем шарошечный способ бурения,так как этот способ является наиболее рациональным.

d_скв =( )* /(30*(3-m)), м.

где: Н- высота уступа;

а - угол откоса уступа, град;

С=3,0 м – минимально допустимое расстояние от оси скважин до верхней бровки уступа;

m– коэффициент сближения зарядов средней трещиноватости (1,0…1,1)

d_скв =( )* /(30*(3-1,1))=0,216м

Буровой станок выбираем 2СБШ-200Н исходя из приблизительного соотношения между вместимостью ковша экскаватора ЭКГ-5 и диаметром скважины, а диаметр скважины равно d_с=0,216 м.

Техническая характеристика станка 2СБШ-200Н:

§ Диаметр скважины – 216 мм;

§ Глубина бурения – 24 м;

§ Угол бурения к горизонту – 60°, 75°, 90°;

§ Установленная мощность электродвигателей – 300 кВт;

§ Частота вращения долота – 0,5-5 с^-1;

§ Максимальное осевое усилие подачи на забой – 173 кН;

§ Скорость подачи/подъёма бурового снаряда – 0,017/0,12 м/с;

§ Скорость передвижения – 0,7 км/ч;

§ Расход воздуха на очистку скважин – 25 м³/мин;

§ Масса станка – 50 т.

Требуемое осевое усилие на долото диаметром D=216 мм для разрушения породы крепостью ƒ=10:

кН,

где k=15÷17 большие значения для более крупных долот.

Расчет производительности бурового оборудования

Сменная производительность бурового станка вычисляется по формуле:

Q_б.см=(Т_см-(Т_п.з+Т_р.п))/(t_о+t_в), м/см

где, Т_см, Т_п.з, Т_р.п - соответственно продолжительность смены, подготовительно – заключительных операций и регламентированных перерывов:

Т_п.з + Т_р.п = 1ч., Т_см =8ч.

t_в = 0,003ч/м – вспомогательное время на бурение 1м скважины;

t_о - основное удельное время бурения, ч/м:

t_о =1/ V_б = 1/10,4 = 0,09 ч/м

где, V_б -техническая скорость бурения:

V_б =2,5* Р_о*n_б*10־²/ (П_б*d_д²)= 2,5*129,6*1,5*10־²/(10*0,216²)=10,4 м/ч

где, Р_о - осевое усилие подачи бурового става, Р_о=129,6 кН;

n_б - скорость вращения долота, n_б =1,5 с־¹;

d_д - диаметр долота, d_д = 0,216м.

Q_б.см=(8-1)/(0,09+0,003)=75,2 м/см.

Годовая производительность бурового станка вычисляется по формуле:

Q_б.г= Q_б.см* n_см*n, м/год

где, n_см =3 - число рабочих смен в сутки;

n = 245 – число рабочих смен станка в году.

Q_б.г= 75,2*3*245=55272 м/год.

Рабочий парк буровых станков:

шт,

где V_год=8000000 т – годовой объём горных работ;

q_г.м=55,8 м³ - выход взорванной горной массы с 1 м скважины.

В резерв берем еще 1 буровой станок и окончательный парк составит 4 буровых станка.