Совершенствования узла экскаватора

Введение

Чаньвинский карьер проектной мощностью 5 млн. тонн в  год является сырьевой базой ОАО «Березниковский садовый завод» (г. Березники Пермского края) и разрабатывает запасы восточной части Костанокского участка Чаньвинского месторождения известняков. Добываемый в карьере известняк большей частью используется в виде «химкамня» в производстве кальцинированной соды.

В целом Костанокский участок характеризуется весьма благоприятными горно-геологическими условиями отработки запасов: мощность вскрыши не более 10 м при среднем её значении 2,5 м; рельеф в пределах участка относительно ровный с углами наклона дневной поверхности практически не превышающими 15⁰; продуктивная толща представлена в основном зоной аэрации; прочность известняков на одноосное сжатие Ɠ_сж = 400 – 1200 Мпа (коэффициент крепости по шкале Протодьяконова ƚ = 5 - 8), объёмный вес ɤ = 2.54 г/см³, коэффициент разрыхления Кр = 1,55

Самым значительным отрицательным фактором является широкое  развитие гуманистических образований. Подавляющая часть глинистого материала на месторождении сосредоточена в рыхлых делювиально-элювиальных отложениях и карстовых воронках. Однако этот материал имеет довольно широкое распространение и внутри массива известняков, имея чёткую генетическую связь с их трещиноватостью: чем больше плотность и раскрытость трещин, тем больше в известняке глины.

Разработка  месторождения ведётся с 1989 года. Осуществляется открытым способом (карьером) с применением транспортной системы разработки в нисходящем порядке горизонтальными слоями с высотой уступа 15 м.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Отбойка известняков  производится методом скважины зарядов. Бурение скважин ведётся буровым  станком СБШ – 250. Отбитая масса погружается экскаватором ЭКГ – 5А и транспортируется самосвалами на ДСФ (кондиционные известняки) или на внешней отвал (породы вскрыши).

Экскаваторы ЭКГ – 5А зарекомендовали себя как производительные и надёжные землеройные машины, способные выполнять большой объём земляных работ, работающие в любых климатических условиях. К сожалению, в настоящее время данная модель экскаватора несколько устарела, как орально, так и конструктивно, несмотря на то, что экскаватор претерпел ряд модернизаций.

В своей работе я бы хотел усовершенствовать  один из узлов экскаватора, подъёмную лебёдку, что позволило бы улучшить характеристику оборудования без коренной ломки его первоначальной конструкции. Свою задачу я вижу в приспособлении модернизированной подъёмной лебёдки к конкретным условиям эксплуатации на Чаньвинском карьере; повышении работоспособности лебёдки; повышении износостойкости, надёжности и долговечности деталей редуктора подъёмной лебёдки и деталей установки барабана.

Достигнуть  запланированных результатов работы я надеюсь с помощью применения более современных материалов, способов их обработки и закалки. Путём сопоставления различных конструктивных решений, постараюсь выбрать один из них – оптимальный для данных конкретных условий.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

1. Общая часть

1. Горно-технологическая часть

Устанавливаем главные параметры карьера –  известняков ОАО «Березниковский  садовый завод». Выбираем систему разработки и рассчитываем её основные элементы. Определяем основные параметры буровых работ. Рассчитываем парк выёмочно-погрузочного оборудования и производительность карьера.

1. Оценка исходной информации

В целом Костанокский участок характеризуется весьма благоприятными горно-геологическими условиями отработки запасов: мощность вскрыши не более 10 м при среднем её значении 2,5 м; рельеф в пределах участка относительно ровный с углами наклона не превышающими 15⁰; продуктивная толща представлена в основном зоной аэрации; максимальный ожидаемый водоприток в карьер за счёт атмосферных осадков – 400000 м³/год. Самым значительным отрицательным фактором является широкое развитие глинистых образований.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Разработка месторождения  осуществляется открытым способом с  применением транспортной системы  разработки в нисходящем порядке  горизонтальными слоями с высотой уступа 15 м. Подготовка запасов осуществляется по траншейной схеме. Отбойка известняков производится методом скважины зарядов. Отбитая масса погружается экскаватором ЭКГ-5А и транспортируется самосвалами на ДСФ (кондиционные известняки) или на внешний отвал (породы вскрыши). Негабаритные куски известняка, размером более 1200 мм, подвергаются вторичному дроблению накладными зарядами.

В настоящее  время эксплуатируется два добычных уступа (горизонты +260 м и +275 м). В проходке находится траншея гор +245 м, гор. +290 м является вскрышным.

В настоящее  время на карьере известняков  разрабатывается крутонападающее месторождение, на котором применяется экскаваторно-транспортно-отвальный класс механизации с предварительным рыхлением пород.

2. Структурная схема механизации разработки, выбор класса механизации.

Тип и условия  разработки на карьере известняков ОАО «БСЗ» согласно классификации Ржевского В.В. – Томакова П.И. соответствуют III классу механизации (выёмочно-транспортно-отвальный) подкласса В (с подготовкой горной массы).

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

В соответствии с крепостью пород и объёмом  работ целесообразны станки шарочного  бурения, экскаваторы-мехлопаты. Исходя из принципов комплектности рекомендуемая ёмкость ковша последних 5-8 м³, диаметр буровых скважин 250-200 мм (табл. П 5.3 /15/) .Принимаем экскаваторы ЭКГ-5А; бурстанки СБШ-250, а согласно объёмам работ и дальности откатки (до 4,5 км) – автосамосвалы БелАЗ-7548 грузоподъёмностью 45 т (табл. П 5.13 /15/).

Для вспомогательных  работ принимает бульдозеры Д-572 (табл. П 5.21 /15/).

3. Выбор системы разработки

Система открытой разработки данного месторождения согласно типа, класса и структуры механизации по классификации проф. Шешко – транспортная, циклического действия.

На основе исходных данных о физико-механических свойствах  горной породы известняков принимаем  буровзрывной способ подготовки вскрышных пород и выемке, т.к. породы, слагающие месторождение, средней буримости (П_б = 10…14), целесообразнее в качестве бурового оборудования принять станки шарошечного бурения, а для ведения выемочно-погрузочных работ – карьерную мех. лопату.

Для бурения  скважин в породах III класса по буримости и взрываемости выбираем буровой станок СБШ-250.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Основными факторами, определяющими рациональный режим шарошечного бурения, являются: осевая нагрузка на долото, частота вращения долота и расход воздуха для очистки забоя скважины от буровой мелочи и для охлаждения долота. Для бурения пород с показателем 6…10 используют долота типов Т, ТК, ТЗ, ТКЗ.

Условия применения шарошечного бурения – бурение вертикальных и наклонных скважин диаметром 150…320 мм в породах крепостью 6…16 по шкале М.М. Протодьяконова.

Достоинства шарошечного  бурения: высокая скорость бурения, регулировка осевого усилия и числа оборотов в широких пределах в зависимости от горно-геологических условий.

Шарошечное  бурение осуществляется долотами, имеющими в качестве разрушающего органа конусообразные шарошки с зубьями и штырями, армированными твёрдым сплавом. При вращении долота шарошки наносят зубьями удары по забою скважины. Для удаления из скважины буровой мелочи сжатый воздух нагнетается двумя компрессорами производительностью 20 м³/мин.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

К вспомогательным  работам при ведении горных работ относятся следующие операции:

- планировка площадок  уступов для передвижения и  установки станков и экскаваторов;

- доставка к месту работы  бурового инструмента и материалов;

- зарядка и забойка  скважин;

- разделка негабарита;

- очистка ковшей;

- уборка просыпей  при погрузке;

- планировка  трассы экскаваторов и выравнивание  подошвы уступов;

- мелкий ремонт  и смазка оборудования.

4. Объём и размеры карьера известняков ОАО «БСЗ»

в соответствии с запасами ПИ

Запасы  ПИ в контурах карьера рассчитываем по следующей зависимости: (2.1) /16/:

V_пи = L * М * Н_к,

где L - длина залежи ПИ, м;

      М – горизонтальная мощность залежи, м;

     Нк – глубина карьера, м;

V_пи = 1500 * 800 * 150 = 18 * 10⁷ м³

Промышленные  запасы в контурах карьера составляет:

Q_пи = V_пи * ɣ_пи * ɳ_и

где ɳ_и – коэффициент извлечения ПИ, принимаем ɳ_и = 0.95

      ɣ_пи – 2.7 т/м³ – плотность ПИ;

Q_пи = 18 * 10⁷ * 2700 * 0,95 = 46,17 * 10⁷ т

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Объём вскрыши в контурах карьера (2.10) /16/:

V_п = V_к – V_пи,

где V_к – объём карьера, м³, по формуле (2.5) /16/:

V_к = L * М * Н_к + 0,5[2 * (L + М)] * Н_к² * ctqɣ_ср + П * Н_к * ctq²ɣ_ср/³;

где ɣ_ср – усреднённый угол откоса нерабочих бортов карьера, град.

Принимаем ɣ_ср = 35⁰

V_к = 1500 * 800 * 150 + [2 (1500 + 800) * 150² * ctq35⁰ + 3,14 * 150³ * ctq35/3 = 1854 * 10⁷ м³;

Тогда V_п = 1854 * 10⁷ – 18 * 10⁷ ≈ 18,4 * 10⁹ м³;

Средний коэффициент вскрыши (2.11) /16:/

К_ср = V_п / Q_пи = 18,4 * 10⁹ / (46,17 * 10⁷) = 3,9 м³/т

Производительность карьера на вскрыше устанавливается по среднему коэффициенту вскрыши (2.12) /16/:

П_в = П_пи * К_ср * К_нв,

где П_пи - производительность карьера по П_и, млн. м³/год

      К_нв – коэффициент неравномерности распределения вскрыши по годам, 1,1…1,3;

П_в = 5 * 10⁶ * 3.9 * 1,1 = 21,45 * 10⁶ м³/год;

Производительность  карьера по горной массе (2.13) /16/:

П_гм = (П_пи / ɣ_пи) + П_в,

П_гм = (5 * 10⁶ / 2,7) + 21,45 * 10⁶ = 23.3 * 10⁶ м³/год

Суточная  производительность карьера по П_и (2,14) /16/

П_пи1 = П_пи/Т_г

где Т_г – число рабочих дней карьера в году,

П_пи1 = 5 * 10⁶/350 = 14285,7 м³/сут

Суточная  производительность карьера на вскрыше:

П_в1 = П_в/Т_г = 21,45 * 10⁶/350 = 61285,7 м³/сут

Сменная производительность карьера соответствует по добыче и по вскрыше: (2.16) /16/

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

П_пи2 = П_пи1/n_см;

П_в2 = П_в1/n_см;

где n_см – число смен работы карьера в сутках,

П_пи2 = 14285,7 / 1 = 14285,7 м³/см

П_в2 = 61285,7 / 1 = 61285,7 м³/см

Срок  службы карьера: (2.17) /16/

/ Т = Т_с + Т_э + Т_з

где Т_с + Т_э – время на освоение и затухание мощности карьера по добыче, принимаем 1,5 + 1,5 = 3 года;

       Т_э – расчётный срок эксплуатации карьера,

Т_э = Q_пи / П_пи = 46,17 * 10⁷ / 5 * 10⁶ ≈ 92 года;

Тогда Т = 1,5 + 92 + 1,5 = 95 лет.

5. Технологические расчёты буровых работ

Определяем  скорость бурения станка шарошечного бурения по следующей зависимости, (3.1) /16/:

V_б = Р_о * n_в^0,8 / П_б^1,6 * d_g

где Р_о – осевое усилие, принимаем по справочнику Щадова, Р_о = 176 кН

      n_в – оптимальная частота вращения бурового става, определяем в зависимости от показателя буримости пород и диаметра долота. Принимаем n_в = 130 об/мин

       П_б = показатель буримости пород, 12

       d_g – диаметр долота, 243 мм;

V_б = 176 * 130⁹⁸ / 12^1,6 * 0,243 = 10.2 м/ч;

Сменная производительность бурового станка, (3.2) /16/:

А_б^см = [Т_см – (Т_п3 + Т_р)] / (V_б^-1 + Т_в),

где (Т_п3 + Т_р) – затраты времени на подготовительно-заключительные операции, осмотры и ремонты, (0,5…0.7);

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

       Т_в – время на вспомогательные операции в течение смены, (0,03…0,05);

       Т_см – продолжительность смены, 12 ч,

А_б^см = [12 – (1,6)] / (10,2^-1 + 0,04) = 82,6 м/смену;

Годовая производительность бурового станка, (3.6) /16/

А_б² = А_б^см * N_б^см,

где N_б^см – число смен работы списочной машины в году;

А_б² = 82,6 * 250 = 20650 м/год;

Парк буровых  станков определяем следующим образом:

Списочный парк, (3.7) /16/

N_сп = V_гм / А_б² * q_гм;

где V_гм – годовой объём обуриваемой горной массы, м³;

       q_гм – выход взорванной горной массы с 1 п.м скважины, м³ / м;

N_сп = 5 * 10⁶ / 20650 * 47,2 = 5,2 = 6 шт.

Проектный резерв парка, (3.9) /16/

К_рез^пр = N_сп / N_р3 = Т_г / N_б^см,

где Т_г – число рабочих дней карьера в году;

К_рез^пр = 350 / 250 = 1,4

Рабочий парк буровых станков, (3.8) /16/

N_раб = N_сп / К_рез^пр = 6 / 1,4 = 4,3 = 5 шт.

Фактический резерв парка:

К_рез^пр = N_сп / N_раб = 6 / 5 = 1,2

6. Расчёт основных параметров горных работ

По заданному диаметру шарошечного долота определяем диаметр взрывных скважин (п.7.1 /15/):

d_с = d_Д * К₁,

где К₁ – коэффициент разбуривания скважин, принимаемый в зависимости от крепости пород, К₁ = 1,033 (приложение 7 /16/);

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

d_с = 243 * 1,033 = 251 мм;

Согласно буримости пород и степени обводнённости скважин принимаем тип ВВ: граммопит 79/21

В зависимости  от категории пород по трещиноватости (III) и крепости горных пород (8) имеем породы средней трудности взрывания и принимаем эталонный удельный расход ВВ q_э – 0,6 кг/м³

Проводим расчёт проектного удельного расхода ВВ по формуле (п.7.5) /15/

q_п = q_эК_ввК_дК_сзК_vК_сп,

где К_вв – переводной коэффициент от аммонита 6-ЖВК к практически используемому в карьере ВВ, К_вв = 1,0

      К_д - коэффициент, учитывающий действительно потребную в данных условиях степень дробления, К_д = 1,05;

      К_сз - коэффициент, учитывающий фактически принимаемую степень сосредоточения зарядов ВВ (зависит от диаметра взрывных скважин), К_сз = 1,16;

       К_v – поправочный коэффициент, учитывающий влияние объёма взрываемой породы на проектный расход ВВ, К_v = 1;

q_п = 0,6 * 1,0 * 1,05 * 1.16 * 1 = 0,73 кг/м³

на карьере  известняков ОАО «БСЗ» применяются в основном вертикальные скважины, при бурении которых обеспечивается высокая производительность буровых станков. Угол наклона скважины β_с = 90⁰.

Производятся  взрывные работы следующими способами:

- взрывание  на свободный откос, на убранную  рабочую площадку;

- на подпорную  стенку в «зажатой среде».

Достоинствами взрывания с подпорной стенкой  из неубранного у откоса уступа слоя взорванной породы являются качественное дробление пород I и II классов, резкое ограничение ширины развала, что позволяет

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

снизить затраты  на другие процессы и улучшить распределение  во времени объёмов вскрышных  работ, т.к. изменяются и основные элементы разработки: ширина рабочих площадок, длина экваторного блока, ширина заходки, скорость продвижения фронта работ.

Определяем глубину перебура и длину скважины.

Общая длина  скважины определяется (п.7.3), (п.7.4) /15:/

- вертикальной: l_с = h_у * l_пер;

- наклонной: L_с = h_у / sinα_у + l_пер;

где α_у – угол откоса рабочего уступа;

     h_у – высота уступа. М;

Итак, для вертикальной скважины имеем:

l_с = 15 + 2,535 = 17,535 м,

здесь l_пер – величина перебура, зависящая от диаметра скважины (п.7.2) /15/:

l_пер = 10,1 * 0,251 = 2,535 м;

Длина заряда в скважине

L_ВВ = l_с – l_з;

где l_з – длина забойки ВВ, для пород III класса по трещиноватости принимаем l_з = 17,535 * 0,27 = 4,73 м;

L_ВВ = 17,535 – 4,73 = 12,805 м;

Расчёт вместимости  скважины под заряд ВВ с учётом размещения забойки, кг/м, (п.7.6) /15/

Р = 7,85 * d_с² * ∆,

где ∆ - плотность  заряжания ВВ в скважине, кг/дм³,

∆ = 0,95 кг/дм³,

      d_с – диаметр скважин в дм.

Р = 7,85 * 2,51² * 0,95 ≈ 47 кг/м;

Расчёт веса заряда в скважине, исходя из удельного  расхода ВВ и объёма породы, приходящегося  на одну скважину.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Определяем  массу скважинного заряда:

Q₃ = q_п * V₃;

где V₃ – объём породы, взрываемой зарядом.

При определённой высоте уступа расчёт заряда заключается  в его проверке по вместимости  скважины.

Q₃ = р * L_ВВ = 47 * 12,805 = 601,8 кг;

Отсюда р * L_ВВ = q_п * V₃, следовательно,

V₃ = р * L_ВВ / q_п = 601,8 / 0,73 = 824,4 м³;

Расчёт линии  сопротивления по подошве для  первого ряда скважин, (п.7.11) /15/:

ὼ₀√ К_1р

                                                          q_п

где К₁ – коэффициент, учитывающий взрываемость пород.

ⱳ₀ = √0,8 * 47 = 7,18 м;

                                                  0,73

Определяем  расстояние между скважинами в ряду, исходя из коэффициента их сближения m = 1. Для второго и третьего ряда скважин и т.д. m = а / в. Величины а и в подбираются таким образом, чтобы наиболее равномерно распределить ВВ в массиве: а = m * ⱳ, (п. 7.12) /15/,

а = 1 * 7,18 = 7.18 м;

Расстояние  между рядами при коэффициенте К_с сближения в = К_с * а. ля легко- и средневзрываемых пород К_с = 1,0.

в = 1 * 7,18 = 7.18 м;

Массы зарядов  ВВ в скважинах, кг, (п.7.14) (п.7.15) /15/:

- первого заряда: Q₁ = q_п * a_ⱳ * h_y;

- второго и  последующих: Q₂ = q_п * a_в * h_y,

где q_п = (1,05…1,15) q_п = 1,1 * 0,73 = 0,803;

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата