Применение рудоскатов

Рудоскаты, сооружаемые на естественных склонах нагорных карьеров, различаются: по углу наклона (наклонные, крутые и весьма крутые соответственно при угле до 45;45-60; и 60-80о), по форме (в плане, профиле, поперечном сечение); по конструктивному устройству (типу покрытия и виду погрузочных устройств на нижней площадке).При большой высоте перепуска горной массы рудо скаты имеют ступенчатую форму, в которых высота и угол откосов каждой части устанавливаются с учетом надежной и безопасной его работы. Также, для использования эффекта самозатормаживания при гравитационной доставки горной массы угол наклона уменьшается к основанию (например: в верхней – 40о, в средней – 35о, в нижней – 30о).

По виду погрузочных устройств на нижней площадке различают два типа рудоскатов: с разгрузочным бункером на выпуске и без него(с перегрузкой из навала).

Рудоскаты с бункерами и специальными погрузочными устройствами  целесообразно применять в южных районах либо при сезонном режиме работ, так как зимой горная масса в нижней закрытой части скатов замерзает и зависает. Высота таких рудоскатов ограничивается (до 60-80м) для предотвращения разрушения погрузочных устройств.

Рудоскаты без погрузочных устройств надежны в любых климатических условиях и независимо от высоты перепада горной массы, просты по устройству, но обуславливают дополнительную переэкскавацию породы. Они состоят из верхней разгрузочной площадки, собственно ската и нижней приемной площадки, где работает экскавационное оборудование.

Одним из главных параметров рудоската является угол его наклона b. При tgb>f происходит движение горной массы вниз по скату с постоянным    ускорением а

а=g(sinb-fcosb),м/с2,

где g - ускорение свободного падения, м/с2; f – коэффициент трения движения между транспортируемым материалом и поверхностью ската.

Траектория движения материала по рудоскату зависит не только от угла его наклона, но и от высоты Н (м), а также значений начальной vн и конечной vк  (м/с) скоростей движения. Минимальный угол наклона рудоската (по Л. Г. Тымовскому ) Bmin будет равен

Bmin=arctg2gHf/2gH+vн2-vк2 , град

На практике принимается b=arctgf+(2-3о). Величина  f  зависит от прочности, размеров и формы транспортируемых кусков, а также от вида поверхности ската. При естественной  (нефутерованной) поверхности ската для руды  f =1,3-1,7, для угля  f=0,7-0,8 , а при футерованной поверхности величина  f соответственно составляет 0,7-1,3 и 0,3-0,5. Обычно футерованную поверхность (сталь, литое или котельное железо толщиной 25-40 мм, рельсы) имеют рудоскаты с бункерами и погрузочными устройствами; угол их наклона не превышает 40-45о.

При значительной высоте рудоскатов практикуется изменение углов их наклона в продольном профиле или трассы рудоската в плане для снижения конечной скорости и кинетической энергии крупных кусков. При угле поворота трассы ската на 10-90о скорость движения горной массы снижается от 3 до 100 %. Повышение угла наклона b безбункерных рудоскатов, особенно в нижней части, позволяет уменьшить их износ, увеличить объем складируемой на приемной площадке горной массы и время погрузки.

Снижению конечной скорости движения горной массы, созданию дополнительной аккумулирующей емкости и увеличению производительности рудоската способствует также расширение нижней части рудоската до ширины приемной площадки. До этой величины иногда расширяются скаты и по всей высоте, что резко увеличивает их производительность.

Площадь поперечного сечения рудоската

Sp=Qp/(3600vнkз),м2

Где Qр – производительность рудоската, м3/ч; kз – коэффициент заполнения сечения (обычно kз =0,5).

Параметры нижней приемной площадки рудоскатов определяются размерами штабеля горной массы Нш и lш и радиусом поворота автосамосвала.

Для непрерывной и безопасной эксплуатации рудоскатов на карьере их должно быть не менее двух. Во время спуска горной массы по одному рудоскату на приемной площадке другого производится перегрузка в транспортные средства. Один экскаватор (погрузчик) попеременно обслуживает два спаренных рудоската. Иногда могут применяться и строенные рудоскаты.

Производительность безбункерных рудоскатов зависит в первую очередь от конструкции их нижней частей, а рудоскатов с перегрузочными устройствами – от вместимости бункеров и интервала подачи транспортных средств.

Обоснование конструкции рудоската

Местоположение рудоската на месторождении Многовершинное выбираем исходя из рельефа поверхности западного склона, размещая его в месте поперечного сужения (перелома) рельефа, что позволяет уменьшить объем выемки под рудоскаты. Также следует учитывать, что рудоскат нужно располагать, по возможности,  как можно ближе к уже существующим дорожным коммуникациям, что сократит объемы работ по сооружению подъездной дороги к рудоскату.

  Конструкция рудоската в большей степени зависит от угла его наклона. Как показали исследования (по методике профессора Лазоватского), угол наклона рудоската целесообразно принять равным 42о, в то время как угол естественного откоса составляет 30о.

Ширина желоба ската должна обеспечивать производительность рудоската и нормальную работу разгружающихся а/с, т.е. ширина желоба ската не должна быть меньше ширины разгружающихся автосамосвалов (bжbа/с). Кроме того, как показали исследования, ширина желоба рудоската должна не менее чем в 3 раза превышать максимальный размер транспортируемого куска. Ширину желоба ската принимаю равную 4м.

На приемной площадке отгрузка руды из навала будет производиться погрузчиком CAT-988B на автосамосвал БелАЗ-7540, уже работающих на предприятии, поэтому размер приемной площадки должен обеспечивать достаточную маневренность работающего оборудования. Длину и ширину приемной площадки принимаю  равными 50м и 25м соответственно.  

Осуществляется строительство двух рудоскатов для непрерывной и безопасной  их эксплуатации. Во время спуска горной массы по одному рудоскату на приемной площадке другого производится перегрузка в транспортные средства. Один погрузчик попеременно обслуживает два спаренных рудоската. Расстояние между рудоскатами принимается из соображений безопасности равное 50м.

Объем работ по сооружению рудоската складывается из объема подъездной дороги, крутой траншеи под рудоскат, объема его желоба в основании траншеи и объема приемной площадки на выходе рудоската. Подсчет объема будем вести геометрическим методом (см. рис №1).

Объем приемной площадки рудоската.

Vпр.п.=S(ADE)*bпр.п.=0,5*73*50*0,5*25=22800 м3

Где bпр.п –ширина приемной площадки

Объем желоба рудоската.

Vж=S(KDB)*bж ,м3

Где bж –ширина жлоба ската, м

S(KDB)= S(ABF) - S(ADKF)

S(ADKF)= S(ADE) - S(FKE)=912 – 0.5*10*12.8*sin110o=852 м2

S(KDB)=0,5*40*140*0,5 – 852 =548 м2

Vж=548*4=2192 м3

Vобщ.р=22800+2192=24992 м3

Объем полутраншеи под подъездную дорогу в каждой ее линейной части Vлин при постоянном значении угла склона косогора  =30о можно определить по формуле:

Vлин=Sтр*Lтр ,м3 ,

где Sтр и Lтр- соответственно площадь поперечного сечения полутраншеи и ее длина в линейной части, м2 и м;

Sтр=bтр2/2*тр ,м2 ,

Где  bтр – ширина полутраншеи понизу,b=8 м;

тр=1/(ctg - ctgтр );

тр=1/(ctg30о – ctg70о)=0,73

Sтр=82/2*0,73=43,836 м2

где  тр – угол откоса полутраншеи со стороны склона ,=70о.

Как известно, величина  Lтр подсчитывается по формуле Lтр=hтр/tgiтр ,где hтр=10 м – высота подъема выработки и iтр – угол ее наклона (при автодороге он обычно равен 3-7о ,что соответствует подъему дороги в 6-10 )

Lтр=10/tg7о=81,4 м.

Vлин=43,836*81,4=3568,22 м3

Участок дороги соединяющей рудоскаты рассчитывается аналогично:

Vсоед= Sтр*Lтр=43,836*50=2191,8 м3

В итоге: для устройства подъездных и соединительной дорог нам необходимо произвести выемку следующего объема горной породы.

Vд.общ.=2*Vлин+ Vсоед=2*3568,22+2191,8=9328,24 м3

     Общий объем работ по строительству рудоската будет равен:

Vобщ= Vобщ.р.+ Vобщ.дор.=24992+9328=34320 м3

Строительство следует вести с применением буро- взрывных работ, т.к. разрабатываемые породы относятся к скальным и полускальным породам  =2,8т/м3.

Т.к. работы ведутся на склоне (угол естественного откоса равен 30о), применение крупногабаритных буровых станков и установок становится невозможным, поэтому при бурении следует применять ручные перфораторы. Технология ведения  работ следующая:  на наклонной (под углом ската горной массы 42о) поверхности склона располагаются рабочие - бурильщики с ручными перфораторами, глубина бурения шпуров 2-3 м. Отбитая взрывом горная масса ссыпается по скату к подножию горы, где перегружается в средства транспорта. Рабочие снабжены страховочными канатами, закреплёнными сверху за пределами рабочей зоны. Взрывчатые вещества и различные материалы доставляются к рабочим местам по лестницам на склоне, по ним же осуществляется перемещение людей.

Расчет буро- взрывных работ.

1.      Рассчитывается необходимое количество перфораторов для выполнения такого объема буровых работ.

При заданной длине шпура (lшп =2 м) можно определить число шпуров nшп, пробуренных одним рабочим - бурильщиком в течение смены

nшп=Qбур / lшп

nшп=56/2=28 шт

где Qбур -норма выработки бурильщика, шт/смену;

Qбур=Тсм-(Тп.з.+Трег)/tбур+tвсп. шт/смену

где Тсм ,Тп.з. и Трег –продолжительность соответственно смены подготовительно-заключительных операций, регламентированных перерывов в течение смены, мин; tбур и tвсп – удельное время на бурение и на вспомогательные операции, мин/1п.м шпура ;(принимаю Тсм ,Тп.з. и Трег соответственно 420, 30 и 10 мин; tбур и tвсп соответственно 5,2 и 1,6 мин/1п.м шпура ).

Qбур=(420-40)/6.8=56 м/смену

Т.к. производительности одного бурильщика недостаточно для выполнения работы за нужный срок, принимаю количество бурильщиков равное 4 чел.

Отсюда рабочее число перфораторов Nрабпер при работе бурильщиков в одну смену (по условиям безопасности - только в дневное время)

Nрабпер=Nштобщ/Qбур, шт

Nрабпер=4*56/56=4 шт

Инвентарное число перфораторов Nинвпер составит:

Nинвпер= Nрабпер* Крез, шт

Где Крез- коэффициент резерва (Крез = 1,4).

Nинвпер=4*1,4=5,66 шт

2.      Определяется эталонный удельный расход ВВ, устанавливается класс разрабатываемых горных пород по трудности разрушения взрывом.

qэ = 0.2*(σсж+σсдв+σраст)+2*γ, г/м3

σсж, σсдв и σраст – предел прочности породы при одноосном сжатии, при сдвиге и одноосном растяжении соответственно, МПа

γ – плотность породы, т/м3

qэ = 0.2*(120+60+21)+2*2.8 = 45.8 г/м3

3.      Рассчитывается проектный удельный расход ВВ; для определения соответствующих коэффициентов выбирается тип ВВ, по вместимости ковша находится диаметр среднего куска взорванной породы.

Тип ВВ – акватол ГЛТ–20.

qп = 0.13*γ*f1\4*(0.6+0.8*d0) , кг/м3

γ – плотность породы, т/м3

f – коэффициент крепости породы, МПа

dо – средний размер отдельностей в массиве, м

qп = 0.13*2.8*121\4*(0.6+0.8*0,5) = 0.94 , кг/м3

4.      Подсчитывается величина заряда ВВ в сквкажине и определяется конструкция скважинных зарядов.

Qз = qп*Ну*W*a, кг

Qз – масса заряда, кг

Qз = 0.94*1.6*1*1 = 1,5 кг

р = (π*d2*Δ)/4, кг/м

р – количество ВВ, приходящееся на 1 м скважины, кг/м

Δ – плотность ВВ, кг/м3

Δ=1450÷1500 кг/м3

р = (3.14*0.0432*1450)/4 = 2.1 кг/м

lвв = Qз/р, м

lвв – длина скважины, занимаемая ВВ, м

lвв = 1,5/2,1 = 0,7 м

lзаб=(15-20)dскв, м

lзаб- длина забивки, м

lзаб=15*0,43=0,6 м

Подсчитывается общий расход ВВ на сооружение рудоската.

V (BB)общ=p*Lбур=2,1*3432072 т

4. Электроснабжение карьера.

4.1. Расчет освещения.

     Освещение автодороги: ДРЛ – 250, светильник СКЗПР

     Осветительная воздушная линия, на которой подвешены светильники, располагается на расстоянии а=4м от оси автодороги. Минимальная освещенность дороги 0,5 люкс.

Освещенность на горизонтальной плоскости в наиболее удаленной точке:

                    ЕГ =, лк,

где:  с - коэффициент, равный отношению светового потока Фл принятой 

             лампы к световому потоку условной лампы со световым потоком

             1000 лм;

         I- сила света условной лампы, определяемая по кривой 

                светораспределения принятого типа светильника, кд;

         КЗ - коэффициент запаса, учитывающий старение лампы, загрязнение

                светильника, запыленность воздуха;

         КЗ = 1.3 [ 5, стр.43];

         h -  высота подвеса светильника, м;

         h - 5 м.

Освещенность на вертикальной плоскости:

                   ЕВ =, лк.

Определение   пересчетного коэффициента     

       c=== 12.

Определение угла наклона луча светильника в т.А и т.В

     tg α1 == = 0.63

     α1= 32°

     соs3 α1= 0.6 .

     tg α2 == = 13.12

     α2= 86 .

     соs3 α2= 0.00026 .

Определение  условной  силы света по кривой распределения силы света СПО-300

   I= 96 кд.

   I= 15 кд.

Определение горизонтальной освещенности Е                                                                                         

           ЕГ (== = 5,89 лк.             

         ЕГ ( == = 0.00092 лк.

Определение требуемого числа светильников

             n = , шт,

где   L - суммарная длина пути, м;

         L = 2 200 м. 

              n = = 109 шт.

4.2. Расчет  электрических нагрузок и выбор мощности трансформаторных подстанций карьера

1. Полная расчетная мощность

         SР= ,кВА.

         SР== 8 534.5 кВА.

2. Предварительно  к    установке   можно    принять    три     трансформатора

    ТМТН-6300/35 или два трансформатора ТДТН-10000/35.

3. Коэффициент   загрузки   при   отключении  одного из трех трансформаторов ТМТН-6300/35

          βТ = , %.

          βТ = = 68 %,

что не превышает допустимой 30%-ной перегрузки трансформатора.

4. Коэффициент     загрузки     при     отключении    одного   трансформатора