Совершенствования узла экскаватора

Q₁ = 0,73 * 7,18 * 15 = 564,5 кг;

Q₂ = 0,803 * 7,18² * 15 = 620,9 кг

Способ взрывания –  короткозамедленный;

Порядок обработки развала.

Определяем рациональную ширину развала в соответствии с  видом транспорта и шириной заходки.

На практике ширина развала  изменяется в пределах (1,3…5) * Н_у, т.е. 19,5 < B < 75;

Определяем фактическую ширину развала при взрывании первого ряда скважин:

В₀ = К_в * К_β * q_п^0,5 * Н_у,              (4.15) /16/

где К_в = 3,0 – коэффициент, характеризующий взрываемость породы.

      К_β = 0.9 - коэффициент, учитывающий интервал замедления.

В₀ = 3,0 * 0,9 * 0,73^0,5 * 15 = 34,6 м;

Определяем  число рядов скважин для рациональной ширины развала, (п.7.26) /15/

n = ((В_р – К_з * В₀) / в) + 1,

где В_р – ширина развала при многопорядковом короткозамедленном взрывании, В_р = 45 м;

      К_з – коэффициент дальности отброса взорванной породы, зависит от интервала замедления τ = 4 * W;

τ = 4 * 7,18 = 28,72

Зная, что при  стандартных значениях τ = 25 и  τ = 50 коэффициент К_з соответственно К_з = 0,9 и К_з = 0,85, можно интерполировать эти данные и при τ = 28,72 получим К_з = 0,89.

Таким образом,

n = ((45 – 0,89 * 34,6) / 7,18) + 1 = 3 ряда скважин.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Фактическая ширина развала и ширина буровой заходки  по целику определяется

В_ф = К_з В₀ + (n - 1) * в,        (п.7.29) /15/

В_б3 = W_п + (n - 1) * в,        (п.7.33) /15/

В_ф = 0,89 * 34,6 + (3 - 1) * 7,18 = 45,15 м;

В_б3 = 7,18 + (3 - 1) * 7,18 = 21,54 м

Выход взорванной горной массы с 1 погонного метра  скважины, (п.7.47) /15/:

q_гм = Н_у * а * (w + (n - 1)* b) / l_c * n_p;

q_гм =15 * 7,18(7,18 + (3 - 1) * 7,18) / 17,535 * 3 = 44,1 м³ / м.

7. Технологические расчёты выемочно-погрузочных работ

Наиболее эффективной  схемой для ЭКГ-5А является, согласно табл. П.8.3. /15/, схема поперечных заходок.

Оптимальная ширина заходок для автомобильного транспорта, (п.8.2.) /15/

В₃⁰ ≈ (1,0…1,2) R_4max,

где R_4max – максимальный радиус черпания, м;

В₃⁰ = 1,1 * 14,5 = 15,95 м.

Число экскаваторных проходов по развалу при автотранспорте заранее не задаётся, при разработке забоя широкими ходами число точек стояния экскаватора n_ст = 2…4.

При разработке уступов с автотранспортом рациональная ширина развала не увязывается с  числом проходов экскаватора и принимается  из условия оптимальных показателей  БВР.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

8. Производительность и парк оборудования ЭКГ-5А

Техническая производительность экскаватора

Q_тех = 3600 * Е * К_н / Т_ц * К_р,

где Е – вместимость  ковша, м³,

     К_н – коэффициент наполнения ковша;

    К_р – коэффициент разрыхления грунта в ковше;

    Т_ц – продолжительность рабочего цикла машины, принимаем по табл. (п.5.9) /15/,    Т_ц = 23 с

Q_тех = 3600 *5 * 0,8 / 23 *1,55 = 404 м³/ч

Сменная производительность карьерного экскаватора определяется по зависимости:

Q_см = (Т_см * Т_п3 * Т_лн * Т_отд) * К_г * К_у * Е_а / (Т_па + Т_пу),

где Т_см – продолжительность смены, 720 мин;

     Т_отд – время на отдых машиниста, 25 мин;

     Т_п3 – время на подготовительно-заключительные операции, 35 мин;

     Т_лн – время на личные нужды, 10 мин;

     К_г – коэффициент готовности при работе с автомобильным транспортом, 0,6;

    К_у – коэффициент управления, 0,85;

   Е_а – объём породы в кузове автотранспорта, 26 м³;

   Т_па – время погрузки одного автосамосвала;

Т_па = Е_q * t_ц * К_р / 60 * Е * К_н,

где t_ц – оперативное время цикла, 30 с;

     К_р, К_н – коэффициент разрыхления грунта в ковше и наполнение ковша, зависят от типа разрабатываемой породы;

     Т_пу – время установки автосамосвала

Т_па = 26 * 30 * 1,55 / (60 * 5 * 1) = 4,03 мин.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Итак,

Q_см = (720 – 35 – 10 – 25) * 0,6 * 0,85 * 26 / (4,03 + ),5) * 6 =

= 1902,7 м³/см

Годовая производительность экскаватора

Q_год = Q_см * Ф_см * К_кл;

где Ф_см – годовой фонд времени;

      К_кл – коэффициент сезонно-климатических условий, 0,92.

Ф_см = (350 – 66 – 15 – 10) * 1 = 259 смен;

где 350 – число  рабочих дней в году;

      66 – число  дней простоя в ремонте;

     15 – простой  по технологическим причинам;

     10 – простой из-за климатических  условий;

     1 – число смен в сутки.

Q_год = 1902,7 * 259 * 0,92 = 453375,4 м³/год

Оптимальный объём  взрывного блока, (п.7.36) /15/

V_о = (5…7) * Е * Q_см * К_тр,

где Е – вместимость  ковша экскаватора, м³;

     К_тр – коэффициент, учитывающий вид транспорта, 1,0;

   Q_см – сменная производительность экскаватора

V_о = 6 * 5 * 1902,7 * 1 = 57081 м³

Длина взрывного  блока, м, (п.7.37) /15/

L_вб = V_о / Н_у * В_бз = 57081 / 15 * 21,54 = 176,7 м

Число скважин  в блоке, (п.7.38) /15/

n_с = ((L_вб /а) + 1) * n_р = (176,7 / 7,18 + 1) * 3 = 77 шт.

Парк оборудования определяем следующим образом.

Списочный парк

N_сп = П_пм / Q_год = 5 * 10⁶ / 453375,4 = 11 шт.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Проектный резерв парка

К_рез^пр = N_сп / N_рз = 350 / 259 = 1,35

Рабочий парк экскаваторов

N_раб = N_сп / К_рез^пр =11 / 1,35 = 8 шт.

Фактический резерв парка

К_рез^пр = N_сп / N_раб = 11 / 8 = 1,37 шт.

9. Определение производительности карьерных автосамосвалов

По заданной модели экскаватора подбираем модель автосамосвала из условия обеспечения рационального соотношения (м) между вместимостью кузова автосамосвала и ковша экскаватора.

μ = V_а = 3 / 5

                                                      Е

где V_а = геометрическая вместимость кузова автосамосвала, м³

V_а = 5 * 5 = 25 м³

Принимаем автосамосвал БЕЛАЗ 7523 (по табл. 12) [15]

Производим  расчёт времени погрузки автосамосвала  и веса груза в кузове

_tn = Т_ц⁷ (n_ц – 0,5)

                                                         60

где Т_ц⁷ = 23 с – продолжительность цикла экскавации;

n_ц – количество циклов экскавации;

n_ц = q_a * К_р

                                                         Е * К_n *ɣ

где q_a = 42 ш. – грузоподъёмность автосамосвала, т;

      К_р = 1,55 – коэффициент разрыхления породы в ковше;

      ɣ = 2,7 ш/м³ – плотность пород в целине;

      К_n = 1,1

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

n_ц = 42 * 1,55

                                                        5 * 1,1 * 27 = 4,4 ≈ 5

t_n = 23 (5 – 0,5) = 1,8 мин

                                                 60

Вес груза в  кузове:

q = E * kH * n_ц * ɣ

                                                         К_р

q = 5 * 1,1 * 5 * 2,7 = 45,9 шт.

                                                       1,55

q ≤ 1,1 q_a

где q_a = 42 т – грузоподъёмность автосамосвала;

55, а ≤ 1,1 * 42 = 46,2 т

Производим  расчёт времени движения автосамосвала  в грузовом и порожняковом направлениях:

t_д = 60 2L

                                                              V_срт

где L = 3 км – расстояние транспортирования горной массы;

      V_срт = 23,5 км/ч – средняя техническая скорость, приложение 14 [15].

t_д = 60 2 * 3

                                                            23,5 = 15,32 мин

Продолжительность транспортного цикла:

t_ц^а = t₀ + t_n + t_Д + t_мп + t_мр + t_р,

где t₀ = 0,5   t_n = 0,5 * 1,8 = 0,6 мин – продолжительность ожидания погрузки;

      t_мп, t_мр = 0,3 мин – продолжительность маневровых операций, мин

     t_р = 0,6 мин – продолжительность разгрузки;

t_ц^а = 0,6 + 1,8 + 15,32 + 0,3 + 0,3 + 0,6 = 19,52 мин.

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Производительность  автосамосвала по заданной трассе:

Q_а = Т_см

                                                           Т_ца    ku * q = Npq

где Т_см = 720 мин – продолжительность смены;

      q = 45,9 т – вес груза в кузове автомобиля;

      ku = 0,8 – коэффициент использования сменного времени;

Q_а = 720

                                                         1952   * 0,8 * 45,9 = 1354,4 т/смену

Количество рейсов автосамосвала в течение смены:

N_p = Q_a / q = 1354,4 / 45,9 ≈ 30 рейсов

Производи расчёт рабочего и инвентарного парка автосамосвалов.

Рабочий парк автосамосвалов:

N_ар = Г_см / Q_a

где Г_см = 10800 т/смену

     N_ар = 10800 / 1354,4 = 7,97 ед. ≈ 8 ед.

Инвентарный парк автосамосвалов:

N_аи = N_ар   = 8      = 10 ед

                                               К_тг     0,8

где К_тг = коэффициент технической готовности, прилож. 13 /15/

Суточный пробег автомобиля:

L_c = 2L * Q_a

                                                             q         * K_o

где К_о = коэффициент, учитывающий нулевой пробег от гаража до места работы и обратно:

L_c = 2 * 3 * 30 * 1,05 = 189 км

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

10. Конструкция рабочего и не рабочего бортов карьера

Определяем высоту рабочего борта карьера

Н_рб = Н_у * n_ру

где Н_у = 15 м – высота уступа

     n_ру = 3 – количество рабочих уступов

Н_рб = 15 * 3 = 45 м

Определяем  ширину рабочей площади при погрузке горной массы в автомобильный транспорт:

Ш_рп = В_р + С + Т+ S + Z + Ш_вб

где В_р =45 м – ширина развала породы;

      С = 2 м – безопасный зазор  между нижней бровкой развала  и транспортной полосой;

      Т = 11,5 м – ширина транспортной  полосы;

      S = 2 м – безопасное расстояние;

      Z – ширина призмы обрушения, м

Z = Н_у * (ctg xy - ctg x)

где xy = 65⁰ – угол устойчивого откоса уступа, град;

      х = 50⁰ – угол откоса рабочего уступа, град

Ш_вб = 15 м – ширина взрывного блока

Z = 15 (ctg 65⁰ – ctg 50⁰) = 2,25 м

Ш_рп = 45 + 2 + 11,5 + 2 + 2,25 + 15 = 77,75 м

Определяем  горизонтальное проложение откоса рабочего борта:

С_рб = Н_у ctg x * n_ру + Ш_рп (n_ру – 1)

С_рб = 15 * 88,85 * 3 + 77,75 (3 – 1) = 555,3 м

Определяем  тангенс угла рабочего борта карьера

tgφ = Н_рб   = 45        = 0,0810372

                                         С_рб     555,3

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

φ = 46⁰

Определяем  высоту нерабочего борта карьера:

Н_нб = Н_у * n_ну

где n_ру = 3 – количество нерабочих уступов

Н_нб = 15 * 3 = 45 м

Определяем горизонтальное проложение откоса нерабочего борта:

С_нб = n_ну (Н_у * ctg xy +в_с) + (n_ну - 1)в₅

где в_с = 10 м – ширина съезда, м;

      в₅ = 1   Н_у = 15 / 3 = 5 м – ширина бермы безопасности;

             3

С_нб = 3 (15 * ctg 45⁰ +10) + (3 - 1) = 412 м;

Определяем тангенс угла откоса нерабочего борта:

                                  tgφ = Н_нб   = 45        = 0,109223

                                         С_нб     412

tgφ = 62⁰

Рисунок 1

План  и разрез нерабочего борта с тупиковыми съездами

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

2. Определение основных параметров карьерного экскаватора с ковшом вместимостью 5 м³ для конкретных условий эксплуатации на карьере известняков ОАО «БСЗ»

Основные параметры  экскаватора, необходимые для его проектирования, находятся в функции от главных параметров по эмпирическим зависимостям |1|, стр. 372

Весовые показатели ориентировочно определяем по формуле:

q = E * ɣ,     т,                                 (1.1)

где: q – искомый вес, т;

       Е – заданная вместимость ковша, м³;

       ɣ - удельный вес изделия, т/м³; значения ɣ взяты из |3| табл. 2.

Общий вес экскаватора  с ковшом вместимостью 5 м³

ɣ_э = 40 т/м³

G_Э = 5 * 40 = 200 т = 196 кН

Удельный вес  экскаватора с коромыслом

ɣ_к = 2 т/м³

Масса ковша

m_к = 5 * 2 = 10 т

Вес ковша

q_к = 10 * 9,81 = 98,1 кН

Удельный вес  рукоятки

ɣ_р = 1,4 т/м³

Масса рукоятки

m_р = 5 * 1,4 = 7 т

Вес рукоятки

q_р = 7 * 9,81 = 68,67 кН

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата

Удельный вес поворотной платформы

ɣ_п.л. = 130 т/м³

Масса поворотной платформы

m_п.л. = 5 * 30 = 150 т

Вес поворотной платформы

q_п.л. = 150 * 9,81 = 1471,5 кН

Вес стрелы вычисляем  по эмпирической формуле |2| стр. 220:

q_с = K_cE^βL_p,

где K_c = 0,0446 - коэффициент

     β = 0,652 - степень

     L_p, м – длина рукоятки

Масса стрелы:

m_с.. = 0,446 * 5^0,652 * 10,7 = 13,63 т;

Вес стрелы:

q_с = 1363 * 9,81 = 133,7 кН

Удельный вес  породы

ɣ_r = 2,54 т/м³

Вес породы в  ковше         /2/,    стр. 220

q_r = E ɣ_r * К_н, т                              (1.3)

где Е – вместимость  ковша, м³;

     ɣ_r – удельный вес породы т/м³

    К_н – коэффициент наполнения, принимаем К_н = 1;

    К_р – коэффициент разрыхления.

Коэффициент разрыхления  вычисляем по формуле /3/, стр. 7:

К_р = К_р.п

                                                          К_р.о

где К_р.п = (1,3 / 1,4) – коэффициент разрыхления первоначальный. Принимаем К_р.п = 1,3

ДП 11.00.000 ПЗ

Лист

Изм.

Лист

№ документа

Подпись

Дата