Геологическая часть

Техническая характеристика бульдозера ДЭТ - 250.


Мощность двигателя, л.с. 222
Длина отвала, мм 4540
Высота отвала, мм 1400
Угол резания 55
Максимальный подъем лемеха, мм 840
Максимальное заглубление лемеха, мм 450
Масса бульдозера, кг 31400

1. 
   Часовая техническая производительность при разработке и перемещении породы определяется (в м³/ч) по формуле:
   

2. 
   Продолжительность рабочего цикла бульдозера, с.
   

3. 
   Сменная эксплуатационная производительность бульдозера (м³/смену) определяется по выражению.
   

= 1-

4. 
   Техническая производительность бульдозера на планировочных работах определяется (м²/ч) по формуле:
   

6. ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ УСТАНОВКИ И ОБОРУДОВАНИЕ.

6.1.Дробильные установки и заводы.
Под способом дробления понимается вид воздействия разрушающей силы на куски дробимого материала. Известны пять основных способов дробления: раздавливание, излом, удар, раскалывание, истирание, на которых базируется все разнообразие дробильных машин.
Раздавливание Для дробилок, применяемых при производстве щебня, на этом способе основана работа наиболее распространенных щековых и конусных дробилок и валковых дробилок с гладкой поверхностью валков.
Излом. Менее используемый способ дробления. Он частично заложен в принцип работы валковых дробилок с рифленой поверхностью валков и дробилок специального назначения.
Удар. Широко распространенный способ дробления, на основе которого созданы различные модификации и типоразмеры молотковых и роторных дробилок. Однако их применение ограничено прочностью дробимых пород.
Раскалывание. Дробильные машины, принцип работы которых базируется на этом способе, встречаются довольно редко. Примером могут быть валковые дробилки с зубчатыми валками, которые используются для дробления хрупких пород, в частности, угля.
Истирание. Непосредственно дробильных машин, построенных на основе этого способа, не существует. Однако этот способ дробления частично наблюдается при работе коротко конусных дробилок и является основным (наряду с ударом) в принципе работы шаровых и стержневых мельниц для тонкого измельчения пород.
Машины для дробления, применяемые на дробильно-сортировочных фабриках, по механико-конструктивным признакам и основному способу дробления, осуществляемому в них, разделяются на пять основных классов дробилки:
щековые;
конусные;
валковые;
молотковые;
роторные.

Для производства щебня при переработке прочных горных пород на первой стадии дробления применяются, как правило, щековые дробилки. Это обусловлено двумя основными факторами. относительно большими размерами приемных отверстий дробилок и большими развиваемыми усилиями дробления, основанными на способе «раздавливание».

Размеры приёмного отверстия:

Длина, мм 900
Ширина, мм 1200
Мощность электродвигателя, кВт 100
Масса дробильки, т 75
Габариты:м 5х6х4
Наибольшая крупность
исходного материала, мм 750
Номинальная выходная
крупность материала, мм 130

1. 
   Теоретическая производительность щековых дробилок (т/ч) определяется по выражению:
   

где: К_р— коэффициент разрыхления породы; у_н— насыпная плотность породы, т/м³; L — длина приемного отверстия дробилки, м; S — ход подвижной щеки в плоскости выходной щели S=b₁ или S=(0,03+0,035)В, м;b₁ — ширина выходной щели при наибольшем сближении щек (в фазе сближения профилей), м; В- ширина приемного отверстия дробилки, м]; n — частота вращения эксцентрикового вала, мин.^-1,

где: К₀—коэффициент, учитывающий конструктивные особенности дробилок: К₀-0,97 с простым движением щеки, К₀= 1,25 со сложным движением щеки; d_ср-средний размер куска породы в дробленом продукте, м; a=18-22°-угол захвата, град.

2. 
   Полная расчетная производительность щековых дробилок, т/ч
   

где: К_к-поправочный коэффициент на крупность исходного материала, К_к=1,1÷0,9 при изменении содержания класса +0,55В соответственно от 5 до 80%; К_вл -поправочный коэффициент на влажность исходной горной породы, К_к=1÷0,65 при изменении влажности от 4 до 11%; К_тв -поправочный коэффициент на твердость дробимого материала, К_тв=1,2÷0,9 при изменении крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова от 5 до 20; b — ширина выходной щели в фазе раскрытия профилей (при наибольшем удалении щек), b=b₁+S, м.

3. 
   Полная объемная производительность щековых дробилок, м3/ч
   

4. 
   Средний размер кусков разгружаемой (дробленой) породы, м
   

5. 
   Устанавливаемая мощность двигателя дробилки, кВт
   

где Р-удельная работа дробления, кВт ч/м³, Р=5 с простым движением щеки, Р=4,5 со сложным движением щеки: Н-высота неподвижной щеки, зависит от ширины приемного отверстия дробилки:

Важнейшим условием правильной эксплуатации щековых дробилок, используемых, как правило, на первой стадии дробления, является равномерная подача материала в дробилку с предварительным грохочением на колосниковом грохоте. Это связано с предотвращением попадания в камеру дробления негабаритных кусков породы. Негабаритным принято считать кусок породы, максимальная крупность которого D_max не превышает 0,85 ширины В приемного отверстия дробилки (за рубежом более жесткие требования-0,65В).
Максимальная степень дробления, которую можно достичь в щековых дробилках, составляет 8. Обычно же дробилки работают при степенях дробления от 3 до 4. Для дробилок, работающих при указанных степенях, расход электроэнергии на дробление колеблется от 0,3 до 1,3 кВт ч/т.
Техническое состояние дробилок должно обеспечивать получение дробленного материала с коэффициентом закрупнения Кг до 1,7.
Размер выходной щели в щековых дробилках необходимо постоянно замерять и контролировать. Для этого штанген-циркулем или шаблоном в трех точках по длине выходной щели замеряют расстояния между вершиной рифления и противолежащей впадиной дробящих плит в нижней зоне разгрузочной щели при максимальном удалении подвижной щеки от неподвижной (фаза наибольшего раскрытия).

6.2.Конвейерные ленты для перемещение дробленных пород на склад.

1. 
   Определяется часовая мощность грузопотока при работе на уступе одного экскаватора ЭКГ (при использовании в качестве загрузочного устройства бункера – дозатора или дробильного агрегата). Модель экскаватора и его техническая (часовая) производительность принимается в соответствии с производительностью установленной в предыдущих работах..
   

С учетом разрыхленного состояния породы на ленте часовая мощность грузопотока с уступа составит

где: к_раз- коэффициент разрыхления породы на ленте конвейера (в зависимости от кусковатости пород можно принимать от 1,1 до 1,3)

2. Определение ширины ленты забойного, магистрального и подъемного (наклонного) конвейеров. Производится отдельно сначала для горизонтальных

– забойного и магистрального конвейеров, а затем для наклонного конвейера.

Где: С_и – коэффициент производительности конвейера, зависящий от формы поперечного сечения груза на ленте (коэффициент наполнения лотка конвейера); V – скорость движения ленты, м/с; у_н- насыпная масса груза, т/м³.

3. Величина Си принимается взависимости от конструкции роликоопор и величины угла откоса породы на ленте .

Скорость движения ленты принимается в соответствии с данными. Приложения в зависимости от свойств пород и требуемой производительности конвейера Q_ч

4. Проверка В_л по кусковатости транспортируемой породы.

• 
  При содержании в транспортируемой массе кусков а_мах<15% (максимальный размер куска не должен превышать 400-450 мм).
  

• 
  При содержании кусков а_мах>15%.
  

5. Из полученных значений В_л по расчету выбирается большее и округляется до стандартного значения ширины ленты.

6. Принимается тип ленты и приводится его техническая характеристика.
7. В соответствии с принятой В_л и производительностью конвейера выбирается тип конвейера и приводится его техническая характеристика.
8. Определение возможной производительности системы конвейеров Q_ск, в которую входят: пункт загрузки, установленное расчетом количество ставов конвейеров и количество перегрузочных пунктов с неприводными устройствами.

где: Т_пл – планируемое время работы конвейеров в году, час; к_гс – коэффициент готовности системы конвейеров к работе

Где: Т_кал - календарное время работы в году, час (определяется в соответствии с количеством рабочих дней в году); к_и – коэффициент использования календарного времени (к_и = 0,6 −0,65).
Коэффициент готовности системы к работе определяется по выражению

где: k_n1; k_n2… k_n1 – коэффициенты готовности каждого из соединенных последовательно элементов системы.