24766 (654438), страница 13

Просмтор этого файла доступен только зарегистрированным пользователям. Но у нас супер быстрая регистрация: достаточно только электронной почты!

Текст из файла (страница 13)

Параметры буровых работ приняты на основании горно-геологических условий и опыта проведения взрывных работ на различных участках предприятия и определены типовым проектом, утвержденным техническими руководителями. На каждый планируемый к обуриванию блок составляется паспорт буровых работ.

Тип взрывчатых веществ:

1 Аммонит - 6 ЖВ; 2 Граммонит - 79/21;

3 Гранулит - АС-4; 4 Игданит.

Таблица 3.53 - Характеристика применяемых взрывчатых веществ.

Средства взрывания:

1 Детонирующий шнур - ДШ-А , ДШ-В , ДШ-7;

2 Огнепроводный шнур - ОШ-А , ОШ-П;

3 Электродетонаторы - ЭД-29 , ЭДКЗ;

4 Капсюли - детонаторы - КД-8;

5 Пиротехническое реле - КЗДШ-89.

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше, объем которого составляет 8525700 м³.

Бурение производится наклонными скважинами, что позволяет перемещать в выработанное пространство значительную часть объема взорванной массы и обеспечивает лучшее и равномерное дробление породы. В качестве ВВ выбирается граммонит 79 / 21, как наиболее дешевый и достаточно эффективный для взрывания пород средней крепости. В качестве замедлителя выбираем РП – 8. Инициирования производится детонирующим шнуром ДШ.

Объем разового разрушения массива торфов определяется 10-ти суточным запасом взорванных торфов из расчета предупреждений повторной смерзаемости.

(3.59)

где t_cм – продолжительность работы в сутки, t_cм = 19.5 часов;

Q_ч – часовая производительность экскаватора ЭШ 15 /90А, Q_ч = 508 м³;

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин:

; (3.60)

где V^Г_ВЗР – годовой объем по вскрыше, V^\Г_ВЗР = 1.998 млн.м³

При диаметре 205 мм принимаем буровой станок СБШ – 250МН с диаметром долота d = 243 мм.

Определяем длину скважины:

L_СКВ = Н / sin  = 20,3 / sin 75 = 21 м; (3.61)

где Н – средняя высота взрывного уступа, Н = 20,3 м;

 - угол наклона скважин к горизонту,  = 75 градусов;

Определим диаметр скважины

; (3.62)

где k_РС – коэффициент расширения скважин, k_С =1,18;

Определяем длину забойки:

; (3.63)

Определяем линейную плотность:

; (3.64)

где ∆ - плотность ВВ, ∆= 900 кг / м².

Определяем линию сопротивления по подошве:

м; (3.65)

где m – коэффициент сближения скважин, m = 1;

g- расчетный удельный расход ВВ, g = 0.5 кг / м³ ;

Допустимая линия сопротивления по подошве:

; (3.66)

где  - угол откоса вскрышного уступа,  = 70 градусов;

С – безопасное расстояния от верхней бровки уступа до первого ряда скважин, С = 3 м;

По условиям требований безопасного ведения буровзрывных работ W_ДОП<W, следовательно условие выполняется.

Расстояния между скважинами и рядами определяется:

а = в = W = 9 м ; (3.67)

Длина заряда определяется как:

l_Z = l_СКВ – l_ЗАБ = 21 – 7 = 14 м ; (3.68)

Определяем массу заряда в скважине:

; (3.69)

Выход горной массы с 1 м скважины определяем как:

; (3.70)

Определяем длину блока:

; (3.71)

где n – число рядов в блоке, n = 4 шт;

n = А / W = 40 / 9 = 4 шт; (3.72)

м:ся как (3.62ботычение при которой происходит заилевание канавы ()0000000000000000000000000000000000000000000где А – ширина заходки, А = 40 м;

Определяем количество скважин в ряду:

n_р = L_бл / а = 90 / 9 = 10 шт; (3.73)

Общее количество скважин в блоке:

; (3.74)

Общий расход ВВ на взрыв определяется как:

; (3.75)

Интервал замедления определяем:

; (3.76)

Принимаем интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.54 – Основные параметры взрывных работ

Параметры развала пород от взрыва, играют немаловажную роль, которая положительно сказывается на производительности экскаватора. Необходимо стремиться к максимально возможному сбросу пород от взрыва в отвал, для этого необходимо выбрать схему взрывания с данными показателями, такой схемой является порядная схема взрывания.

Параметры развала и формы развала горных пород после взрыва определенны на ЭВМ по методике В. Н. Наумова [3].

Параметры развала взорванных:

Расстояния, безопасные по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов рыхления, сейсмически безопасные расстояния и расстояния безопасные по действию ударной воздушной волны определяются согласно требований «Единые правили безопасности при взрывных работах».

Сейсмически безопасные расстояния:

; (3.77)

где k₁ – коэффициент зависящий от типа зданий, k₁=1,5;

k_С –коэффициент зависящий от грунта, k_С=7;

λ – коэффициент зависит от показателя действия взрыва, λ=1.

Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны:

; (3.78)

где k_В – коэффициент зависящий от степени повреждения объекта, k_В=50;

Безопасные расстояния по разлету кусков:

; (3.79)

где f – коэффициент крепости, f = 5;

n _ЗАБ –коэффициент забойки, n_ЗАБ = 1.

Согласно ЕПБ безопасное расстояние округляется до 50, следовательно

R_C = 350 м.: R_Н = 1600 м. и R_Р = 250 м.

Определяем количество взрывов в году:

N_ВЗ = V^Г_ВЗР / V_ВЗР = 1998600 / 99060 = 20 раз; (3.80)

Расход детонирующего шнура

L_Д = N_СКВ ּ (l_СКВ + а + 1,5) = 40 ּ (21 + 9 + 1,5) =1260 м; (3.81)

Общее количество взрывников:

(3.82)

где V^Г_ВЗР – годовой объем взрывания пород, V^Г_ВЗР = 1,998 млн. м³.

Необходимое количество буровых станков:

(3.83)

где k_РЕЗ – коэффициент резерва, k_РЕЗ = 1,1

Q^БР_СЕЗ -сезонная норма выработки, Q^БР_СЕЗ = 130000 м;

Стоимость бурения торфов в год.

Таблица 3.55 – Стоимость 1 м³ при буровзрывных работах.

Размеры, устройство и эксплуатация карьерных дорог.

Основные параметры карьерных дорог приняты по габаритам автосамосвала БелАЗ – 540 А.

Внутренние автомобильные дороги с расчетным объемом перевозок до 5млн.т. Расчетная скорость движения для дорог 3 категории принята

20 км/час .

Дороги на поверхности сооружаются двухполосными. Ширина проезжей части двухполосных дорог принята 14 м, ширина обочин – 2 м, поперечный уклон проезжей части при двухскатном поперечном профиле – 30⁰/₀₀ ,наибольший продольный уклон – 60⁰/_{00 ,}

Движение автотранспортных средств по дорогам осуществляется без обгона. Установка дорожных знаков и других технических средств регулирования должна соответствовать требованиям ГОСТа и требованиям правил дорожного движения.

Дороги оборудуются стационарным освещением, яркость поверхности дорог должна быть не ниже 0,5-0,3 кд/м². На карьерных дорогах систематически выполняется комплекс работ по защите от снежных заносов в зимнее время и пылеподавлению в теплое время года.

Двухполосные дороги соединяются со вскрышными и добычными уступами временными технологическими дорогами, которые сооружаются непосредственно на плотике россыпи, на уступах , заездах и т.д.

Дороги со сроком службы до одного года устраиваются без покрытий.

Протяженность дороги, проложенной на поверхности до обогатительной установке в среднем составляет 1000 м.

Содержание дорог включает в себя следующие технологические операции:

- очистку проезжей части дорог от осыпающихся из кузова кусков породы;

- россыпь высевок с последующей планировкой;

- проведение мероприятий по борьбе с гололедом и пылеподавлению.

3.6 Обогащение песков

и оценка качества песков месторождения

Содержание полезного компонента в россыпи составляет в золотоносном пласте 2,5 гр/м³, а в предохранительной рубашке и слое снимаемом при задирки плотика 1,5 гр/м³. Столь не высокое содержание золота при зачистке объясняется тем, что коренные породы сложены в основном глинистыми отложениями, среднее же содержание 2,2 гр/м³ Распределение золота в целом по россыпи равномерное.

Гранулометрический состав рыхлых отложений приведен в таблице 2.1.

Рисунок 3.4 – Гранулометрический состав полезного ископаемого

Пески россыпного месторождения Вача относятся к легкопромывистым, т. к. β_-0,074 < 10%. Степень промывистости песков определена по методики Иргеретмета.

Плотность песков в массиве (ρ_М) равна 2,65 т/м³, а насыпная плотность (ρ_Н) 2,12 т/м³.

Минеральный состав песков определен по выходы шлиха. Выход черного шлиха при промывки определяется в 206 грамм с 1 м³ песков.

Оценка качества полезного компонента месторождения

Крупность золота представлена в табл. 3.38, медианный размер зерна составил 1 мм (см. рис. 3.5). что классифицируется по методики НТП – 76 как среднее размер золотин, при это содержание мелкого золота 19,7%, средней крупности 10,7%, крупного золота и самородков 69,5%.

Средняя крупность золота определяется как:

(3.84)

где d_i - размер i- ой фракции;

β_i - процентное содержание i- ой фракции.

Как видно из расчета средний размер зерно составил 2,7 мм, что класифицируеться по методики НТП – 76 как крупное золото, при это содержание мелкого золота 19,7%, средней крупности 10,7%, крупного золота и самородков 69,5%.

Таблица 3.56 – Ситовая характеристика золота.

Форма золотин плоская, пластины преимущественно тонкие, окатанность хорошая.

Проба золота 920.

Рисунок 3.5 - Гранулометрический состав ценного компанента

Выбор типа промывочного прибора.

Дезинтеграция золотоносных песков происходит на промывочном столе прибора ПГШ – II – 50. Техническая характеристика приведена в табл. 64.

Таблица 3.57 - Расчет производительности промывочного прибора

ПГШ – II -50

Таблица 3.58 – Балансовая стоимость ПГШ-II-50

Таблица 3.59– Амортизация ПГШ-II-50

Таблица 3.60– Заработная плата рабочих

Списочный штат рабочих определяется:

Т_СПИС =Т_РЕЖ /Т_ФАК =140 / 135 = 1,1 ч (3.85)

где Т_РЕЖ = Т_СМ - Т_КП - Т_ПР = 149 – 7 - 2 = 140 дней; (3.86)

где Т_СМ – количество смен в сезоне, Т_СМ = 160 дней;

Т_КП - количество праздничных дней, Т_КП = 2 дней;

Т_ПР - простои по климатическому условию, Т_ПР = 8 дней.

Т_ФАК = Т_СМ – Т_ПР – Т_КП -Т_Е –Т_Б = 160 – 8 - 5 – 10 – 2 = 135 дней; (3.87)

где Т_Б – количество дней по болезни, Т_Б = 5 дня;

Т_Е – количество выходных дней, Т_Е = 10 дня;

Таблица 3.61 – Затраты на электроэнергию ПГШ-II-50

Затраты на электроэнергию определяется суммированием одноставочного и двухставочного тарифа за 1 час работы промывочного прибора и стоимости 1кВт.ч.

Расход энергии по одноставочному тарифу, W_о = 134596 кВт;

Расход энергии по двухставочному тарифу, W_д = 920 кВт;

(3.88)

где N_УСТ – установленная мощность промприбора, N_УСТ = 230 кВт;

t_СЕЗ – число рабочих часов в сезон, t_СЕЗ = 2926часов;

К - коэффициент интегральности, К = (0,25 –0,3);

К_И - коэффициент использования, К_И = 0,8

(3.89)

где Т_МЕС - продолжительность сезона, Т_МЕС = 5 месяцев;

Таблица 3.62 - Эксплуатационные затраты на ПГШ – II - 50

Прочие затраты определяются 10% от всех затрат (заработанная плата, затраты на электроэнергию, затраты на амортизацию горного оборудования, затраты на вспомогательные материалы).

Таблица 3.63 – Калькуляция стоимости машино–смены промприбора

ПГШ–II-50

В промывочной установке пески поднимаются (подаются) на обогащение с помощью гидроэлеваторного прибора, с предварительной классификацией на гидровошгерте.

Промывочный прибор ПГШ – II – 50 относится к промприборам Магаданского типа (ОКБ – ВНИИ - 1).

1 Гидровашгерд; 2 Шлюз глубоко наполнения;

3 Гидромонитор; 4 Водовод;

5 Манометр; 6 Задвижка;

7 Агрегат насосный электрический; 8 Преключательный пункт;

9 Галечный отвал; 10 Эфельный отвал.

Рисунок 3.6 – Схема промывочного прибора ПГШ – II - 50

По анализу характеристик песков и золота, а также уровня извлечения золота различным обогатительным оборудованием, на основе использования исследований АО «Иргиредмет» и результатов опытно-промышленных работ по извлечению тонкого и мелкого золота выполненных ВНИИ-1, для обогащения песков россыпи были рекомендованы промывочные приборы бочечные, шлюзовые.

В данное время на месторождение россыпного золота р. Вача используется промывочный прибор ПГШ – II – 50 с шлюзом глубоко наполнения.

Рисунок 3.7 – Шлюз глубоко наполнения.

К достоинством ШГН относятся:

1 Простота конструктивного исполнения;

2 Отсутствие привода;

3 Высокая степень извлечения Au крупного и средней крупности;

4 Низкая чувствительность шлюзов к колебанием нагрузок и разжижению пульпы;

5 Высокая степень концентрации, т. е. сокращения объема конечных продуктов в тысячи раз по сравнению с объемом переработынных песков.

К недостаткам же зачисляют:

1 Периодичность шлюзов обусловленное накоплением концентратов на их поверхности и необходимость освежения этой поверхности;

2 Трудоемкость и низкие (не благоприятные) технические (санитарные) условия ручного сполоска шлюзов;

3 Недостаточная степень извлечения мелкого золота.

Основной областью применения ШГН является легко и среднеобоготимые пески при выходе эфельной фракции (γ_Э) ≤50 – 70 %, содержание мелкого золота (β_-0,5)≤10 – 12 %. Извлечение ценного компонента (ε) = 88 – 93 %.

Таблица – 3.64 - Техническая характеристика промывочного прибора

ПГШ –II – 50

Суточная потребность обогатительной установке в технологической воде составит:

Q_СУТ = Q_В ­ּQ^П/П _СУТ / Q^П/П_Ч = 870 ּ 975 / 50 = 16965 м³ ; (3.90)

где Q^П/П_Ч - часовая производительность установки; Q^П/П_Ч = 50 м³ / ч ;

Q^П/П _СУТ - суточная производительность установки; Q^П/П _СУТ = 975 м³ / сут ;

Q^П/П_В - расход воды промприбором, Q^П/П_В = 870 м³ / ч .

Прочие неучтенные расходы воды (5%):

Q ^Т_СНЕУЧ = Q ^Т_СУТ ּ 0,05 = 16965 ּ0,05 = 848,2 м³ /сутки; (3.91)

Общий расход технологической воды составит:

Q^Т_С.ОБЩ. = Q ^Т_СУТ + Q ^Т_С.НЕУЧ. = 16965+848,25 = 17813,2 м³ /сутки; (3.92)

Удельный расход технологической воды составит:

q_Т = Q^Т_С,ОБЩ. / Q^П/П _СУТ = 17813,2 / 975 = 18,3 м³/м³. (3.93)

Рисунок 3.8 – Схема обогащения месторождения р. Вача.

Расчет качественно-количественой схемы обогащения:

Расчет количественной схемы обогащения выполняется с учетом следующих исходных данных:

часовая производительность промприбора = 36 м³ / ч;

выход фракции + 100 мм = 92 % ;

выход концентрата со шлюзов ШГН = 30 л / м² ;

коэффициент грохочения = 0,5;

выход концентрата на доводочном шлюзе = 5 % ;

выход подрешетного материала – 4 мм = 24 % .

Таблица 3.65 - Расчет количественной схемы обогащения

Таблица 3.66 – Расчет качественной схемы обогащения

Из таблице 3.66 видно, что извлечение золота при принятой технологии обогащения будет равно 88,19%.

Определяем количество извлеченного золота:

(3.94)

где V_З – количество золото в граммах по месторождению V_З= 2280690 гр. (см. пункт 2);

ε – коэффициент извлечения золота, ε=0,8819.

Определяем затраты на обогащение:

(3.95)

где Ц_ПГШ – стоимость затрат с 1 м³ для ПГШ-II-50, Ц_ПГШ=8,9 руб. (см. табл. 3.13).

3.7 Отвалообразование

На промплощадке обогатительной установки пески складируются в рудном складе. Затем бульдозером на базе Т-170 равномерно подаются на промывочный стол ПГШ – II - 50. Объем подачи песков - 11036800 м³.

Галечный отвал продуктов обогащения песков формируется гусаком промывочного прибора, а затем разваловывается бульдозером D 355 А в выработанное пространство. Материал эфельного отвала разваловывается в илоотстойник бульдозером на базе Т-170.

Общий объем галечного отвала из фракции +100 мм:

; (3.96)

где W_{+ 100} - выход фракции гали + 100 мм, W_{+ 100} = 10,6 % ;

k^Г_КР – коэффициент разрыхления гали, k ^Г_КР= 1,3 .

Объем эфельного отвала из фракции –100мм:

; (3.97)

где W_{- 100} - выход фракции эфелей - 100 мм, W_{- 100}= 89,4;

k^ЭФ_КР – коэффициент разрыхления эфелей, k ^ЭФ _КР= 1,1.

Общий объем отвала:

; (3.98)

Расчет необходимого количества бульдозеров на уборку гали и эфелей.

Количества бульдозеров Т 170 на уборку гали:

; (3.99)

где Q^Г _Т170- сезонная норма выработки бульдозера Т 170 на уборку гали, Q^Г _Т170 =250000 м³ (см. табл. 3.2) .

Затраты на уборку гали в год:

(3.100)

где Ц_Т170 – стоимость затрат с1м³ для бульдозера Т - 170, Ц_Т170 = 9,3 рублей (смотри таблицу 3.15).

Количества бульдозеров Т-170 на уборку эфелей:

; (3.101)

где Q^ЭФ _Б - сезонная норма выработки бульдозера Т-170 на уборку эфелей, Q^ЭФ _Б =250000 м³ (см. табл. 3.3) .

Затраты на уборку эфелей в год:

(3.102)

Общие затраты на отвалообразование.

(3.103)

3.8 Водоснабжение горных работ

В соответствии с требованиями Правил охраны поверхностных вод от загрязнения и Норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи р. Вача принято оборотное водоснабжение промывочной установки ПГШ – II -50

Для организации промывки песков принята система технологического водоснабжения внешнего типа с площадкой хвостового хозяйства на борту карьера.

Исходя из рельефа поверхности, горно-геологических условий, характера распределения запасов и порядка их отработки проектом определено наиболее рациональное место размещения очистных сооружений карьера в непосредственной близости от места производства работ.

Необходимая вместимость технологического илоотстойника расчитывется исходя из объема промываемых песков, условий складирования хвостов, коэффициентов их разрыхления и набухания илисто - глинистых частиц.

Расчет вместимости илоотстойника выполнен по формуле:

(3.104)

где А – объем промывки горной массы на период эксплуатации илоотстойника, А = 1036800 м³;

λ - коэффициент, учитывающий условия складирования при расположении всего объема хвостов промывки на борту карьера на ранее нарушенных площадях, λ = 0,075;

λ= λэ ּ D = 0,89 ּ0,85ּ 0,1 = 0,075; (3.105)

где Кр – коэффициент разрыхления пород складируемых в илиоотстойнике, Кр = 1,15;

D – массовая доля фракций минус 1 мм (согласно гранулометрического состава), D = 8,5%;

D_0,05 -массовая доля илисто-глинистых частиц размером менее 0, 05 мм, принята на основании гранулометрического состава исходных песков, D_0,05 = 4,5 %;

Кн - коэффициент набухания илисто-глинистых частиц, Кн = 1,1 ;

Qч - производительность промывочною прибора, Qч = 36 м³/ ч ;

R – расход технологической воды, R=17,4м³/м³;

t - продолжительность работы промприбора в сутки, t=19,5;

λэ - эфельность песков, λэ=0,89

t - продолжительность работы промприбора в сутки , t = 19,5 ч ;

Необходимая вместимость илоотстойника технологического водоснабжения составляет – 106,2 тыс.м³. В связи с этим строительства илоотстойнников не предусматривается, т. к. уже имеются значительные площади наполнены водой, оставшиеся с прошлых лет разработки. Их площадь составляет 323,1 тыс. м³, что обеспечивает необходимый, расчетный объем илоотстойника 106,2 тыс. м³.

3.9 Охрана природы

3.9.1 Охрана водных ресурсов

В соответствии с требованиями правил охраны поверхностных вод от загрязнения и норм технологического проектирования при промывке золотосодержащих песков россыпи реки Вача принято оборотное водоснабжение промывочной установки ПГШ – II – 50.

Определяем расход сточных вод по формуле:

(3.106)

где N_СТОЧ – норматив по сбросу сточных вод, N_СТОЧ = 0,7 м³/м³;

А – производительность карьера, А = 0,016 м³/с.

Определяем мутность сточных вод:

(3.107)

где ε - доля частиц которые выносятся из водоема, ε = 0,01;

μ – коэффициент глинистости пород, μ = 0,02;

ρ- плотность взвесей, ρ = 2650000 г/м³.

Рассчитываем предельно допустимую концентрацию:

(3.108)

где С_Д – допустимое увеличение концентрации взвеси в реке, С_Д = 0,25 г/м³;

Q_МИН – минимальный расход воды, Q_МИН = 0,73 м³/с;

С_ПР – природные концентрации взвеси в реке, С_ПР = 7 г/м³;

d- коэффициент смещения сточных вод, d = 0,4;

(3.109)

где В - коэффициент учитывающий условия смещения, В = 0,02;

(3.110)

где L – расстояние по фарватеру разбавляющего водостока, L = 500 м;

а- коэффициент, учитывающий гидравлические условия смещения, а = 0,5;

(3.111)

где Е – условия выпуска сточных вод, Е = 1;

Y – коэффициент извилистости реки, Y = 1,3;

Е_Д – коэффициент турбулентной диффузии, Е_Д = 0,0016;

(3.112)

где V_С – скорость водного потока, V_С = 0,46 м/с;

Н_С – глубина водного потока, Н_С = 0.68 м.

Рассчитываем предельно допустимый сброс:

(3.113)

Определяем долю частиц которую необходимо осадить:

(3.114)

Размер частиц которую необходимо осадить при 98 % будет 0,005 мм.

Определяем длину осаждения частиц:

(3.115)

где V_С – скорость транзитного потока, V_С = 0,0003 м/с;

Н_ОС – глубина транзитного потока, Н_ОС = 2,5 м;

U - скорость осаждения частиц данного размера, U = 0,000008 м/с;

U_ВЗ – взвешенное состояние движущих частиц, U_ВЗ = 0,00000001.

(3.116)

где К_ТР – коэффициент транзитности, К_ТР = 0,3;

В_ОС - ширина транзитного потока, В_ОС = 30 м.

(3.117)

где n – коэффициент шероховатости, n = 0,018.

Длина отстойника:

(3.118)

где К_З – коэффициент запаса, К_З = 1,1.

3.9.2 Рекультивация нарушенных земель

Ввиду того, что нарушенный земельный участок подлежит возврату землепользователю под естественное зарастание в проекте предусматривается следующие мероприятия:

• Транспортировка отвалов вскрыши в отработанное пространство

(в карьерную выемку) с приданием рельефу рекультивируемой поверхности поперечного уклона не более 23⁰;

• Планировка отвалов от проходки канав;

Все выше указанные работы будут выполняться бульдозерами Т-170, при этом средняя дальность транспортировки пород составит:

- по вскрыши 50 м;

- уборку хвостов промывки 40 м.

Мелкозернистая часть хвостов промывки (эфеля) будет размещаться в илоотстойник непосредственно в процессе отработки месторождения, а крупная часть (галя), во время рекультивации, в отработанное пространство.

Таблица3.67 – Объемы рекультивируемых земель

Время на проведение рекультивации определяются как:

(3.119)

Затраты на проведение рекультивации определяются как:

(3.120)

Рисунок 3.9 – Схема рекультивации капитальной траншеи

Рисунок 3.10 – Схема рекультивации нагорной канавы.

4 Энергоснабжение

4.1 Расчет электроснабжения участка горных работ

Таблица 4.1 - Расчет потребности мощности и расхода электроэнергии

Расчет электрических нагрузок и определение мощности трансформаторных подстанций.

Расчетная активная нагрузка:

(4.1)

где К_С – коэффициент спроса электрооборудования;

Р_НОМ – активная номинальная мощность двигателей главных преобразовательных агрегатов, кВт.

Выше и далее расчет проводиться для экскаватора ЭШ 15/90 А, аналогичный расчет выполняется для остального оборудования.

Расчетная реактивная нагрузка:

(4.2)

где tg  – коэффициент мощности однородных приемников.

Таблица 4.2 – Расчетные активные и реактивные нагрузки

Полная расчетная нагрузка:

(4.3)

где К_Р – коэффициент равномерности в нагрузке, К_Р = 0,9;

На участке находится обогатительная установка и мощные технологические установки относящиеся к электропотребителям первой категории.

При этом необходима установка двух трансформаторов, которые при выходе

одного из строя второй обеспечить 75% общей нагрузки.

Номинальная мощность трансформатора.

S _НОМ,ТР >= 0,75ּ S_расч ,

S _НОМ,ТР >= 0,75 ּ2532 = 1899 кВт.

Исходя из расчетных данных принимается двухтрансформаторная подстанция с трансформатором типа ТМ – 2500 / 35.

Расчет воздушных линий и кабельных сечений на участке.

Выбор сечения проводов и кабелей по нагреву токами и сравнения расчетного тока с допустимыми токами.

Расчетный ток нагрузки для определения сечения проводов питающих подстанцию.

(4.4)

где U_ном – номинальное напряжение сети, U_ном = 35 кВ.

Определение сечения провода по экономической плотности тока.

(4.5)

где j - экономической плотности тока, j = 1.1 а / мм²;

Выбираем ближайшее стандартное значение 50 мм². Марка провода АС– 50.

I_ДОП= 210А > 32А.

Проверка линии на потерю напряжения.

Потеря напряжения в трехфазной сети определяется:

(4.6)

где L – длина линии, 40 км;

r_o, x_o – активное и индуктивное сопротивление 1 км. линии, r_o = 0,46, x_o= 0,4.

Потери напряжения в проводах допускается не выше 10%.

Расчет линий ведущих к электроприемнику с напряжением 6 кВт.

Расчетный ток нагрузки:

(4.7)

где cos - коэффициент мощности, соответствующей нагрузке, cos = 0,7;

η – кпд сети, η = 0,95.

Выбирается марка провода А – 95. I_ДОП = 320А > 274А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ:

(4.8)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5%.

Расчет линий ведущих к экскаватору ЭШ 15 / 90.

Расчетный ток нагрузки:

(4.9)

Выбирается марка кабеля КГЭ 370 +110+110; I_ДОП=180 А.

I_ДОП = 180А > 178 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ.

(4.10)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

Линий ведущие к промприбору ПГШ-II-50 и СБШ – 250МН предусматривается ПКТП – 400 (передвижная комплектная трансформаторная подстанция).

Расчет линий ведущих к буровому станку СБШ – 250МН от ПКТП – 400.

Расчетный ток нагрузки:

(4.11)

I_ДОП = 460 > 426 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 0,4 кВ:

(4.12)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

Расчет линий ведущих к промприбору ПГШ-II-50 от ПКТП – 400.

Расчетный ток нагрузки:

(4.13)

Выбирается марка провода А – 120. I_ДОП = 375 > 352 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 0,4 кВ:

(4.14)

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

Проверка сети на потерю напряжения в пусковом режиме.

Проверка сводится к определению фактического напряжения на зажимах наиболее мощного двигателя и сравнения данного значения с допустимым уровнем напряжения.

(4.15)

где U_О – напряжение трансформаторной подстанции, U_О = 6000 В;

∆U_Р – потеря напряжения от прочей нагрузки, ∆U_Р = 1110 В;

К_П - пусковой коэффициент для экскаватора, К_П = 1,6;

S_НОМ – номинальная мощность пускаемого двигателя, S_НОМ = 1900 кв;

X_ВН – внешнее индуктивное сопротивления участка сети от трансформатора до пускаемого двигателя, Ом;

x_ВН = x_ТР + x_ВЛ + x _КД = 0,03+1,2+0,064=0,3 Ом; (4.16)

x_вн = x_тр + x_вл + x _кл = 0.03 + 1.2 + 0.064 = 0.3 Ом;

где x_ТР – индуктивное сопротивление трансформатора, х_ТР=0,07 Ом;

x_ВЛ, x _КД - индуктивное сопротивление воздушных и кабельных линий;

х_ТР = 10 ּ U_КЗ ּU_хх² / S_ТРНОМ = 10 ּ 6,5 ּ 6,3² / 35000 = 0,03 Ом; (4.17)

х_ВЛ = 0,4 * l_ВЛ = 0,4 * 3 = 1.2 Ом; (4.18)

х_КЛ = 0,4 * l_КЛ = 0,4 * 0,8 = 0.064 Ом; (4.19)

где U_КЗ – напряжения коротко замыкания трансформатора, U_КЗ = 6,5 В;

U_ХХ– напряжение холостого хода вторичной обмотки трансформатора,

U_ХХ = 6,3 В;

l_ВЛ,, l_КЛ – длина воздушных и кабельных линий, l_ВЛ = 3 км, l_КЛ = 0,8 км;

Уровень напряжения на зажимах двигателя в момент его пуска должен удовлетворять условию. ∆U_П >= 0,75 U_НОМ, 5292 В >= 3969 В условие выполняется.

ЯКНО КГЭ 3 ּ 50 + 1 ּ10 ЭШ 15 / 90А

АС - 50 6 кВ

ПКТП – 400 СБШ - 250

3 5 кВ А – 95 КГЭ 3 ּ 70 + 1 ּ 10

6 кВ 0,4 кВ

ПКТП - 400 ПГШ-II-50

А-120

0,4 кВ

Рисунок 4.1 – Схема электроснабжения карьера.

4.2 Освещение карьера

Освещение экскаваторных забоев, мест работ бульдозеров предусматривается с применением прожекторов и фар, установленных на механизмах. Согласно требованию ЕПБ проектом принято общее освещение района ведения горных работ с минимальной освещенностью Е_min=0,5 лк. Расчет ведется методом наложения изолюкс на район ведения горных работ.

Определить суммарный световой поток:

(4.20)

где ∑F_МИН – требуемая освещенность для отдельных участков, ∑F_МИН= 0,5 лк;

S_ОС – площадь освещаемого участка, S_ОС = 20000 м²;

k_З – коэффициент запаса, k_З = 1,4;

k_П – коэффициент, учитывающий потери света, k_П = 1,5.

Освещение осуществляется светильниками типа ПЗС – 45 с мощностью лампы 1000Вт.

Определяем требуемое количество прожекторов:

(4.21)

где F_Л – световой поток лампы прожектора, F_Л= 21000 лм;

η_ПР - к.п.д. прожектора, η_ПР = 0,35.

Высота установки прожектора:

h_ПР² = I_МАХ / 300 = 140000 / 300 = 22 м; (4.22)

Характеристики

Список файлов реферата