6.2. Расчёт количества добычных экскаваторов.

      Сменная производительность расчитывается по формуле:

,

где: Тсм=480 – продолжительность смены, мин;

Тпз=35 – время подготовительно-заключительных операций, мин;

Тлн=10 – время на личные надобности, мин;

Тпс=5 – время погрузки, мин;

Туп=2 – время установки под погрузку, мин;

Qк – объём горной массы в ковше экскаватора, м3.

,

      Число ковшей nк определяется:

,

где Ст – грузоподъёмность автосамосвала КрАЗ-256Б.

      Техническая производительность:

,

где: Кр=1,4 – коэффициент разрыхления породы в ковше экскаватора; Кн=0,75 - коэффициент наполнения ковша экскаватора.

      Количество экскаваторов определяется по формуле:

,

где: Qсм пр - сменная производительность предприятия, м3/см;

Кпер - коэффициент неравномерности подачи транспорта;

Ки - коэффициент использования оборудования во времени.

      Принимаем один эксковатор ЭО-4111Б.

      Коэффициент использования экскаватора за смену:

,

где: Qп – объём добычи для одного экскаватора за смену, м3/см;

Qэ – сменная производительность экскаватора, м3/см.

6.3.          Завалка монолита.

     Выход блоков из добытого  карьере полезного ископаемого колеблется в границах 10-60%, что создаёт значительный объём сопутствующей горной массы, которая требует организации её погрузки и транспортирования. Указанные факторы обуславливают необходимость для большинства карьеров использовать технологическую схему с нижней погрузкой как наиболее эффективную для работы транспортных средств и погрузочных механизмов.

     Отделённые от массива монолиты опрокидываются на подошву карьера на мягкое основание из щебня для последующей разделки.

     Для опрокидывания монолитов и оттягивания их от забоя используется бульдозер ДЗ-101.

     Для растягивания каната используются вспомогательные пневматические лебёдки ШВ-630-0,35П/ЛПР-3м/ в количестве 2 шт, устанавливаемые на кровле уступа.

6.4.          Разделка монолитов на блоки.

     Разделка монолитов на блоки нужных размеров производится невзрывным способом с помощью гидроклиновой установки СМП-075.

     По линии раскола монолита через 0,4 – 0,5 м пробуриваются шпуры диаметром 36 мм. Расход бурения на 1 м3 горной массы составляет (по данным практики) 1,5 погонных метра. Бурение шпуров принято перфораторами ПР-30В.

     Расчётный объём бурения в смену составит: 1,5*51,92=77,88 пог.м. Где 51,92 м3/см – сменная производительность карьера по горной массе.

     Норма выработки бурильщика в породах IX группы составляет 23 м/см (НТП-77, п. 5.3.4). Расчётное количество перфораторов, задалживаемых в одну смену для разделки монолитов на товарные блоки составит: 77,88/23=4 шт.

     Потребителями сжатого воздуха в карьере являются станки строчечного бурения и перфораторы.

     Расчёт потребности в сжатом воздухе представлен в таблице 6.2.

Таблица 6.2.

    Потребители

Количест-

     во

Расход воз-а

1-м потреб.

    м3/мин

Коэф.

   К

 Общий

   расход

    м3/мин

1.Станки срочечного

бурения ССБ-2А

2.Перфораторы ПР-30В

    Итого:

     2

     4

       4,5

       3,5

    0,9

    0,85

      8,1

      11,9

      20,0

     Потребность в сжатом воздухе составляет:

,

где: N – количество одновременно работающих механизмов; q – расход воздуха одним потребителем, м3/мин.; К – коэффициент одновременности работы.

     Обеспечение работ сжатым воздухом предусматривается с помощью передвижных компрессорных станций типа ДК-9М.

     При производительности одного компрессора 10 м3/мин, число компрессоров в работе принимаем 3 шт. и один резервный.

6.5.          Вертикальный транспорт блоков.

     Основным оборудованием, которое используется для выемки и погрузки блоков и продуктов крупного размера, сопутствующих добыче, являются стреловые краны.

     Для вертикального транспорта блоков приняты самоходные стреловые краны на пневмоходу КС-5363, грузоподъёмностью 25 тонн. В соответствии с объёмом работ принимаем два крана. Погрузочные работы выполняются машинистом крана.

     Для выполнения вспомогательных работ (зачистка рабочих площадок, перемещения блоков и негабарита, окучивания окола) принимается два бульдозера ДЗ-101.

6.6.          Организация добычных и погрузочных работ.

     Добыча блоков принята по двустадийной схеме, включающей отделение монолитов, завалку его на подошву уступа и последующую разделку на блоки. Если же расстояние между трещинами невелико, добыча блоков организуется по одностадийной схеме, т.е. отделение блоков производится прямо в забое.

     При одностадийной схеме высота уступа не должна превышать 1.5. м, а выкалывание блоков должно производится сверху вниз, ширина рабочей площадки на подуступе должна быть не менее 3-х метров.

     Фронт работ каждого забойного рабочего должен быть не менее 10 м, а расстояние между кольщиками не менее 4 м.

     На карьере применяется бригадная организация труда, при которой рабочие по добыче блочного камня сводятся в две комплексные бригады по 6 – 7 человек в каждой, и выполняют все работы, связанные с отделением монолитов, завалкой и разделкой их, а также обкалыванием блоков. Каждая бригада имеет собственный фронт работ, а сами работы ведутся в восьмичасовую рабочую смену.

     В течение первого пятилетия работы ведутся на горизонте 181 м (первый добычной уступ).

     Календарный план добычных работ составлен на пять лет работы карьера с соблюдением основных параметров системы разработки и представлен в таблице 6.3.

Таблица 6.3.

Год ра-

боты

Объём добычи

в целике, м3 

Средняя

мощность

  м

Средний

фронт ра-

бот, м

Среднее годовое

продвигание фр.

работ, м

Примечание

1999

2000

     4050

     6739

  4,50

  4,50

   40,00

   40,00

     22,5

     37,44

По уступу 181

По уступу 181

ГКР

2001

     13500

  4,50

   68,00

     44,12

По уступу 181

Отсыпка въездной траншеи на уступ 181,0 м

2002

2003

     13500

     13500

  5,00

  5,00

   160,00

   200,00

     16,88

     12,05

По уступу 181

По уступу 181

6.7. Вскрышные работы.

     Вскрышные породы на месторождении представлены мягкой и скальной вскрышей. К мягкой вскрыше отнесены почвенно-растительный слой, пески и кора выветривания лабрадоритов.

     Мягкие вскрышные породы относятся ко II группе грунтов по СниП-82, скальные к IV группе пород.

     Средняя дальность транспортирования вскрыши до 1 км. Отвалы располагаются на южном борту карьера. Почвенно-растительный слой разрабатывается и складируется отдельно и используется при рекультивации земель.

     Календарный план вскрышных работ составлен на пять лет. При этом обеспечивается нормативное количество готовых к выемке запасов, сохранение рабочих площадок и безопасное ведение горных работ. План работ представлен в таблице 6.4.

Таблица 6.4.

Среднее год.

продвигание

фронта работ,м

Средняя дли-

на фронта

работ, м

Ср. мощность вскр., м

Объём в целике, м3

всего

в том числе

всего

в том числе

скальн.

каолин

скальн.

каолин

16

17

14

20

155,00

155,00

190,00

100,00

5,80

6,20

6,20

6,00

5,50

1,80

1,30

1,40

1,60

2,00

1,00

1,00

1,50

1,80

2,00

20399,0

15376,0

16337,0

15960,0

11000,0

3000,0

3224,0

3689,0

4256,0

4000,0

2000,0

2480,0

3952,5

4788,0

4000,0

Итог за пять лет

79072,0

18169,0

17220,50

Среднегодовой объём за пять лет

15814,4

3633,8

3444,10

     Высота уступа по мягкой вскрыше колеблется в пределах от 2,0 до 5,0 м. Отдельный уступ по скальной вскрыше отсутствует, так как средняя мощность скальной вскрыши по месторождению составляет 1,91 метр, а при мощности уступа до 1,5 – 2,0 метров скальная вскрыша отрабатывается совместно с полезным ископаемым.

     Для производства вспомогательных работ на вскрыше будет использоваться бульдозер, принятый для вспомогательных работ на добыче.

7. ОТВАЛЬНЫЕ РАБОТЫ.

     За период разработки месторождения в отвалы подлежит разместить 304,5 тысяч м3 вскрышных пород, в т.ч.:

1.     Почвенно-растительный слой – 19,8 тыс. м3;

2.     Мягкой вскрыши – 262,7 тыс. м3;

3.     Скальной вскрыши – 22,0 тыс. м3.

     Из-за небольших размеров карьера в ближайшее время не представляется возможным осуществить внутреннее отвалообразование. Поэтому, в соответствии с актом выбора площадок для строительства Мыковского карьера, намечается расположение отвалов вскрышных пород на южном борту карьера на площадке размером 1,91 га. Укладке в отвал подлежат в основном скальные породы.

     Объём скальных пород, подлежащих укладке в отвал, составляет 22 тыс. м3.

     Рыхлые вскрышные породы используются для рекультивации (землевания) болотистых и непригодных для сельскохозяйственного использования земель.

     Способ отвалообразования – бульдозерный.

     Укладка отвалов производится одним ярусом высотой до 7 м.

     Производительность бульдозера:

,

где: Vпв – действительный объём призмы волочения, м3; Кд – коэффициент изменения производительности бульдозера в зависимости от величины уклона и дальности перемещения породы; Тц -–продолжительность рабочего цикла бульдозера, с; Крп – коэффициент разрыхления породы в призме волочения.

     Объём призмы волочения в плотном теле 5,4 м3. Время цикла – 48 с.

     Время рабочего цикла бульдозера определяется по формуле:

где: tн - время набора (выемки) породы, с; tдг и tдп - время перемещения породы и обратного хода бульдозера, с; tв - время вспомогательных операций, приходящихся на рабочий цикл бульдозера, с.

8. КАРЬЕРНЫЙ ТРАНСПОРТ.

8.1.          Выбор типа транспорта для транспортирования вскрышных пород и полезных ископаемых.

     На Мыковском карьере производятся товарные блоки в количестве:ІІ категории – 4000 м3; ІІІ и ІV категории – 1000 м3.

     Карьерным автотранспортом предусматривается перевозка блоков на склад готовой продукции, расположенный на промплощадке, отходов камнедобычи и затронутого выветриванием лабрадорита  на Быстриевский карьер для переработки на щебень, вскрышных пород – в отвал.

     Исходя из дальности транспортирования (до 1 км), производительности погрузочного оборудования (табл. 8.1.) и веса одного блока (до 10 т) для транспортирования горной массы целесообразно использовать автосамосвалы КрАЗ-256Б.

Таблица 8.1.

   Наименование

Ед.

изм.

                       Вид груза

блоки

    отходы

  вскрыша

Объём перевозок:

-            годовой

-            суточный /смен-

ный/

м3

м3

   5000                               

   19,23                  

      12134

      46,67

     8737

     87,37

Исходные данные:

1.     Характеристика дорожного покрытия – согласно СНиП 2.05.07-91 «Промышленный транспорт» и в соответствии с грузонапряженностью, карьерные автодороги относятся к III категории. Уклоны по карьерным дорогам принимаются для автомобилей с колёсной формулой 6х4 (КрАЗ-256Б) – 80 ‰. Карьерные автодороги устраиваются преимущественно в скальных породах, в связи с чем покрытие их предусматривается, при необходимости устраивается выравнивающий слой из щебня. В мягких породах проезжая часть покрывется ж/б дорожными плитами марки ПД2-6. Для ухода за карьерными дорогами приобретается комбинированная поливомоечная машина КО-713 на шасси ЗИЛ-431412.

2. Транспортные связи осуществляются в следующих направлениях:

-              перевозка вскрышных пород в отвал расположенный на южном борту карьера на расстояние до 1 км;

-               доставка товарных блоков из карьера на склад блоков, расположенный на промплощадке на расстояние 0,5 км;

-              перевозка отходов камнедобычи на склад Быстриевского карьера на расстояние 20 км;

     перевозка попутных полезных ископаемых транспортом потребителя.

9.        Характеристика груза – отходы камнедобычи (окол), затронутые                выветриванием лабладориты, вскрышные породы, готовые блоки.

10.   Вид организации движения – без закрепления автомобилей за экскаваторами. Вся откатка заменяется осреднённым расчётным маршрутом.

11.   Характеристика погрузочных средств: экскаваторы ЭО-4111Б – 2 шт.; ёмкость ковша – 1 м3; время цикла – 20 сек; кран автомобильный самоходный КС-5363, грузоподъёмностью 16т – 2шт, время цикла 25 сек.

8.2.          Обработка исходных данных.

На добыче:

1.     Суммарная сменная производительность погрузочного облорудования:

где: Qсмi – сменная производительность i-го погрузочного оборудования.

2.     Средневзвешенная длина забойных проездов:

где: l'i – длина забойного проезда к i-му погрузочному оборудованию.

3.     Средневзвешанная длина траншеи:

где: l"i – проезд от i-го забойного проезда по траншее до дневной поверхности.

4.                    Средний уклон для каждого участка (забойный, траншейный, магистральный):

     Уклоны забойного и магистрального участка i=00.

‰

На вскрыше:

1.     Сменная производительность погрузочного облорудования:

где: Qсмi – сменная производительность экскаватора.

2.     Средневзвешенная длина забойных проездов:

где: l'i – длина забойного проезда к i-му экскаватору.

3.     Средневзвешенная длина траншеи:

где: l"i – проезд от i-го забойного проезда по траншее до дневной поверхности.

4. Средневзвешенная длина отвальных путей: до 1 км.

5.Средний уклон для каждого участка (забойный, траншейный,     магистральный):

     Уклоны забойного и магистрального участка i=00.

‰    

8.3.          Проверка профиля трассы.

1.     Число ковшей в кузове автосамосвала.

-              по ёмкости:

  -  по грузоподъёмности:

где: 1,2 – коэффициент загрузки «с верхом»; Vном - номинальный объём кузова; Vк - объём ковша; kрк - коэффициент разрыхления пород в ковше; kнк - коэффициент наполнения ковша; mном - номинальная грузоподъёмность автосамосвала; rц - плотность горных пород в целике; kу - коэффициент уплотнения породы в кузове.

     На добыче:

Vном =10 м3; Vк =1 м3;  kрк=1,8; kнк=0,75;  mном=12 т; rц =2,9; kу=0,87.

     На вскрыше:

Vном =10 м3; Vк =1 м3;  kрк=1,4; kнк=0,9;  mном=12 т; rц =1,9; kу=0,94.

     Окончательно число ковшей в кузове автосамосвала принимаем:

     На добыче:

     На вскрыше: .

2.     Фактическая грузопобъёмность:

     На добыче: .

     На вскрыше: .

3.     Коэффициент использования грузоподъёмности:

     На добыче: .

     На вскрыше: .

4.     Коэффициент использования ёмкости кузова:

     На добыче: .

     На вскрыше: .

5.     Масса гружёной машины:

где: m0 – масса порожней машины.

     На добыче: .

     На вскрыше: .

6.     Сцепная масса гружёной машины. По колёсной формуле находят выражение сцепной массы для данного самосвала.

     Колёсная формула для КрАЗа-256Б – 6х4. Отсюда выражение сцепной массы для данного автосамосвала:

     На добыче: .

     На вскрыше: .

7.     Производим проверку профиля трассы. Проверка производится для участка, имеющего самый большой уклон – это выездная траншея.

-              предельная масса автомобиля по условиям сцепления при трогании с места в выездной траншее в грузовом направлении:

где: y - коэффициент сцепления колёс с дорогой; w0 - основное удельное сопротивление движению автомобиля.

где d=1,8 – коэффициент инерции вращающихся масс; g=9,81 – ускорение свободного падения; аmin=1 м/с2 – это норматив введён для того, чтобы не происходило затягивание разгона.

     На добыче: 

     На вскрыше: 

     Условие по сцеплению выполняется:

     На добыче: 35,68>14,448

     На свкрыше: 35,59>14,412

-              проверка на спусках предельной скорости движения по безопасному торможению.

     Тормознаясила для порожнего состава:

     Тормозное замедление на уклоне:

     Допустимая скорость движения:

где: tn=1,5 – 2,5 сек – время подготорки тормозов к действию; lт=40 – 80м – длина тормозного пути.

8.4.          Определение числа автосамосвалов.

1.     Время погрузки самосвала:

На добыче:

  -  блоков   ,

- отходы    .

     На вскрыше: .

2.     Время паузы за цикл:

где:tраз=1мин – время разгрузки; tзад=1-2 мин – время ожидания погрузки и разгрузки; tман=1-2 мин – время маневрирования.

     На добыче:

  -  блоков   ,

  -  отходы   .

     На вскрыше: .

3.     Время рейса по осреднённому расчетному маршруту со средними техническими скоростями.

где:  lpi- длина i –го элемента трассы в рабочем направлении (с грузом, км); lxi- длина i–го элемента трассы в холостом направлении (км);Vcpi - средняя техническая скорость движения на i-ом участке в рабочем направлении; Vcxi- средняя техническая скорость движения на i–ом участке в холостом направлении.

     На добыче:

-              блоков  Т=32 мин,

-              отходов  Т=87,2

     На вскрыше: Т=17,9 мин.

4.     Количество рейсовых автомобилей.

где: tсм - продолжительность смены (час); k - коэффициент неравномерности; kвм - коэффициент использования сменного времени автомобиля.

     На добыче:

  -  блоков   ,

  -  отходы  .

     На вскрыше: .

5.     Инвентарное число автомобилей.

     На добыче:

  -  блоков    ,

  -  отходы    .

     На вскрыше: .

6.     Общий пробег автомобилей за смену.

где: lSр – длина рабочего пробега за один рейс; lSх – длина холостого пробега за один рейс.

     На добыче:

  -  блоков    ,

  -  отходы    .

     На вскрыше: .

7.     Количество рейсов в смену, сделанные одной     машиной:

     На добыче:

  -  блоков   ,

  -  отходы   .

     На вскрыше: .

8.     Расчетный расход топлива за 1рейс 1 самосвалом.

где: Кз=1,1 – 1,2 – коэффициент, учитывающий повышение расхода топлива в зимнее время; Кн=1,05 – 1,06 – коэффициент, учитывающий расход топлива на внутригаражные нужды; Км= 1,1 – 1,2 – коэффициент, учитывающий расход топлива на манёвры; Кдв=1,05 – 1,25 – коэффициент, учитывающий степень износа двигателя; Кт - коэффициент тары; Н – высота подъёма горной массы при транспортировании; q - грузоподъёмность.

     На добыче:

  -  блоков    др = 1,59 л/рейс,

  -  отходы    др = 20,4 л/рейс.

     На вскрыше: др = 1,095 л/рейс.

9.     Расход топлива за сутки.

где: N – количество смен в сутки.

     На добыче:

  -  блоков   ,

  -  отходы  .

     На вскрыше: .

10. Расход смазочных материалов в сутки.

     На добыче:

  -  блоков   ,

  -  отходы   .

     На вскрыше: .

9. ВОДООТЛИВ.

     Исходные данные для расчёта водоотливной установки:

1.     Схема вскрытия, план и отметка добычного горизонта  – на площади месторождения в его западной части пройден опытный карьер. Вскрытие месторождения производится временной траншеей внутреннего заложения, пройденной при вскрытии опытного карьера на добычной горизонт с отметкой 181,0 м.

2.      Годовая производительность – 5000 м3/год.

3.     Данные о водообильности месторождения, химическом составе и температуре воды, содержание твёрдого в воде – суммарный водоприток в карьер при его углублении до проектной отметки за счёт атмосферных осадков и подземных вод составит 315 м3/сут. Воды водоносного горизонта в осадочных отложениях по составу преимущественно гидрокарбонатно-кальциевые с сухим остатком от 342 мг/л до 530 мг/л. рН от 6,2 до 7,6 общей жесткостью до 8,4 мг*экв/л. Воды водоносного горизонта трещеноватых пород по составу гидрокарбонатно-кальциевые с сухим остатком до 326 мл/л. рН = 7,6 с содержанием СО2 агрессивного 13,2 мг/л и общей жесткостью от3,2 до 4,5 мг*экв/л.

     Основные этапы расчёта водоотливной установки содержит выбор насоса и трубопровода, определение параметров рабочего режима, выбор привода и объёма водосборника, энергетическая оценка эффективности спроектированной установки.

9.1.          Выбор насоса.

     Насос выбирают исходя из обеспечения необходимых подачи и напора установки.

     Минимальную необходимую подачу водоотливной установки определяют из условия удаления нормального суточного водопритока за время работы Трс=20 ч, м3/ч:

                                        м3/сут,

                                        м3/ч,

где: Qn -  нормальный приток воды, м3/ч.

     Необходимый напор насоса, м:

                                       м,

где: Нг – геометрическая /геодезическая/ высота поднятия воды – расстояние по вертикали от зеркала воды в водосборнике до горизонта слива воды с трубопровода, м:

                                        м,

где: Нод – отметка околоствольного двора относительно дневной поверхности, м; Нвс – геометрическая высота всасывания, Нвс=2,5…3,5 м; hт – КПД трубопровода, ориентировочно принимается 0,9…0,95.

     Исходя из требуемых значений подачи и напора, по данным промышленного использования насосов и их техническим характеристикам, выбран насос 2К-20/30 (Q=30 м3/ч; Н=24 м).

     Выбранный насос проверяют на устойчивость работы по условию:

где:  - необходимое число рабочих колёс; Нко – напор, создаваемый одним рабочим колесом при нулевой подаче; Нк – напор, создаваемый одним рабочим колесом при подаче Qmin /принимается по характеристикам насоса/.

     Насос 2К-20/30 обеспечивает расчётную подачу и напор.

9.2.          Выбор трубопровода.

     Выбор трубопровода водоотливной установки сводится к выбору стандартного сечения труб. При этом фактическая потеря напора:

     Оптимальная скорость воды в трубопроводе определяют по эмпирической формуле, м/с:

     Величину Vэ обосновывают социальным технико-экономическим расчётом из условия минимума приведённых затрат на сооружение трубопровода и эксплуатационных затрат энергии на прокачку воды через него.

     Qн номинальная подача насосов, принятая из условий превышения на 15% минимальной подачи.

     Диаметр трубопровода напорного става определяется по формуле:

     Стандартное сечение диаметра трубопровода принимается 0,245 м.

     Коэффициент гидравлического трения

     Длина напорного трубопровода, м:

где: a - угол наклона откоса уступа нерабочего борта карьера, по полезному ископаемому a=900; l -  ширина горизонтальной площадки уступа, м; nу – количество уступов; l2 – длина труб от нижней бровки уступа до насоса, l2  =15…20 м; l3 – длина труб от верхней бровки уступа до места слива, l3 =  15…20 м; lв – длина подводящего трубопровода, м; lэ-эквивалентная длина прямолинейного трубопровода, учитывающая местные сопротивления в напорном и подводящем трубопроводах, м.

где: Sj- сумма коэффициентов местных сопротивлений для типовой схемы водоотливного трубопровода, Sj = 25…30; Кв – расходные характеристики в напорном трубопроводе, м3/с; d – диаметр трубопровода напорного става.

     Фактическая потеря напора в трубопроводе:

     Уравнение расходной характеристики трубопровода определяется по формуле:

где: R – сопротивление трубопровода.

     Уравнение характеристики имеет вид:  .

  H

 22

 22,2

22,8

23,8

25,1

26,9

29,1

31,6

34,5

  Q

  0

   5

  10

  15

  20

  25

  30

  35

  40

С целью увеличения коэффициента готовности резервного трубопровода и снижения удельных энергозатрат рекомендуется предусматривать его постоянную эксплуатацию совместно с рабочим трубопроводом.

     Постоянное использование резервного трубопровода в рабочем режиме снижает удельные энергозатраты на откачку воды. С вводом резервного трубопровода потери напора и энергии на преодоление сопротивления итрубопровода сократятся в 4 раза.

9.3.  Рабочий режим.

     Рабочий режим определяется графическим решением системы уравнений характеристик насоса и трубопровода (см. рис.9.1.). Точка пересечения характеристик определяет рабочий режим. Рабочие параметры насоса:

1.     Qр=16 м3/ч;

2.     Нр=23,8 м;

3.     hp =63%.

     Проверка режима работы насоса: hp ³ 0,85hmax, 0,63 ³ 0,85*0,65, где hmax  - максимальное КПД насоса, равное 0,65.

     При проверке режима работы насоса на отсутствие кавитации должно выполняться условие: Нвр ³ Нвс, 3 м ³ 3 м,

где Нвр = 3 м – допустимая вакуумметрическая высота свасывания насоса в рабочем режиме, м; Нвс = 3 м – проэктная высота всасывания,м.

     Условие безкавитационной работы насоса выполняется.

11.4.      Выбор привода.

    Привод выбирают из условия обеспечения необходимой мощности, Вт:

                           ,

где: q – ускорение свободного падения, q=9,8 м*с-2; r - плотность воды, r=1020 кг/м3.

     По расчитанной мощности, с учетом частоты вращения насоса, принимаем электродвигатель ВАО-82-2. Двигатель трёхфазный асинхронный короткозамкнутый, преимущественно на напряжение 660В.

     Коммутационную аппаратуру двигателя выбирают по уровню его напряжения Uн и рабочему току, А:

     Выбранный тип устройства – РВД-6.

11.5.      Определение объёма водосборника.

     Объём водосборникавыбирают согласно требованиям Правил безопасности. Для главной водоотливной установки минимально возможный объём водосборника, м3:

     В качестве водосборника принимают обычно горную выработку определённой площади сечения Sс=5м ´ 6м и высоты hс=4м. С учётом чистки принимаются как минимум две секции.

11.6.      Определение эффективности водоотливной установки.

      Эффективность спроектированной установки оценивают по отдельным энергозатратам на откачку воды. Суточная производительность работы водоотливной установки по откачке нормального притока воды:

                                    ,

     Годовой расход электроэнергии на водоотлив:                      

где: 1,05 – коэффициент, учитывающий расход электроэнергии на освещение насосной камеры, сушку электродвигателей, питание аппаратуры, автомотизации др.; hс=0,95…0,98 – КПД электросети; Кп – коэффициент увеличения весеннего притока.

     Удельные затраты на подъём 1 м3 воды на высоту 1 м, Вт*ч/(м3*м):

     Полученное значение энергозатрат характеризует эффективность использования оборудования и принятых решений в выполненном расчёте. Для использования полученного параметра в качестве обобщённого критерия эффективности полученного проекта следует ориентироваться, что среднестатистическое значение удельных энергозатрат для отрасли составляет 5,2 Вт*ч/(м3*м), минимально возможное – 2,73 Вт*ч/(м3*м).

10. ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ.

10.1.      Выбор схемы питания и распределения электроэнергии на Мыковском карьере.

10.1.1.           Выбор внешнего электроснабжения.

     Краткая горно-геологическая характеристика приведена в ранее выполненных разделах проекта.

     Размеры Мыковского карьера:  270 х 240 м, средняя глубина 20 м.

     Мыковский карьер работает 260 дней в году, в одну смену протяженностью 8 часов, преимущнественно в светлое время суток.

     На Мыковском карьере используются электроприёмники, представленные  в таблице 10.1.

Таблица 10.1.

Наименование

Потребителей

Кол-во

Уст.

мощн.

Коэф.

спроса

Кп

Потреб.

мощ-

ность,

Рр,кВт

Число

Часов

Работ

в год,Т

все-

го

рабо-

чих

все-

го

рабо-

чих

1.Насос 2К20/30

2.СБУ  - 100Г

3.Лампа ДКсТ

4.Вагон ВП-6

2

1

1

2

1

1

1

2

8

22

20

30

4

22

20

30

0,8

0,6

1

1

3,2

13,2

20

30

2080

2600

1430

1820

 Всего:

-

Страницы: 1, 2, 3, 4, 5