I_расч = Р_расч / √ 3 * U_ном * cos * η = 1803 / 1.7 * 6 * 0.7 * 0.95 = 266 А;

где cos - коэффициент мощности, соответствующей нагрузке, cos = 0.7;

η – кпд сети, η = 0.95.

Выбирается марка провода А – 95. I_доп = 320А > 266А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 6 кВ.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 1.7 * 266 * 2 * (0.34 * 0.7 + 0.36 * 0.37) * 100 / 6000 = 5.5%,

Потери напряжения в проводах допускается не выше 10%.

Расчет линий ведущих к экскаватору ЭШ 15 / 90.

Расчетный ток нагрузки.

__

I_расч = Р_расч / √ 3 * U_ном * cos * η = 1230 / 1.7 * 6 * 0.7 * 0.95 = 178 А;

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.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 1.7 * 178 * 0.8 * (0.62 * 0.7 + 0.33 * 0.37) * 100 / 6000 = 2.3%,

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

Линий ведущие к промприбору ПКБШ – 100 и СБШ – 250МН предусматривается ПКТП – 400 (передвижная комплектая трансформаторная подстанция).

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

Расчетный ток нагрузки.

__

I_расч = Р_расч / √ 3 * U_ном * cos * η = 193 / 1.7 * 0.4 * 0.7 * 0.95 = 426 А

Выбирается марка кабеля I_доп = > 426 А.

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 0.4 кВ.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 1.7 * 426 * 0.2 * (0.1 * 0.75 + 0.04 * 0.66) * 100 / 400 = 3.7 %,

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

Расчет линий ведущих к промприбору ПКБШ – 100 от ПКТП – 400.

Расчетный ток нагрузки.

__

I_расч = Р_расч / √ 3 * U_ном * cos * η = 174 / 1.7 * 0.4 * 0.75 * 0.95 = 352 А

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

Проверка линии на потерю напряжения линии передач 0.4 кВ.

__

∆U = √ 3 * I_расч * L * (r_o cos + x_o sin) * 100 / U_ном =

= 1.7 * 352 * 0.1 * (0.1 * 0.75 + 0.04 * 0.66) * 100 / 400 = 1.5 %,

Потери напряжения в проводах допускается не выше 5 %.

4.2 Заземление.

Емкостный ток однофазного замыкания на землю в сетях 6 кВ.

I_зз = U_ном (35 * L_к + L_в) / 350 = 6 ( 35 * 0.8 + 2) / 350 = 0.5 А.

где L_к – длина кабеля, L_к = 0.8 км;

L_в - длина воздушных линий, L_в = 2 км;

Общее сопротивление в сети заземления

Принимаем заземляющий провод АС50 , r₀ = 0.65 Ом / км .

Сопротивление заземляющей жилы кабеля КГЭ370+110+16 экскаватора ЭШ 15/90А.

R_з.ж.к.= r­₀ · l = 0.4 · 0.8 = 0.32 Ом

Сопротивление магистрального заземляющего провода от заземляющего контура до ПКТП.

R_з.пр.= r₀ · l = 0.65 · 2 = 1.3 Ом

Суммарное сопротивление жилы кабеля и заземляющего провода.

 R= R_з.ж.к. +R_з.пр. = 0.32 + 1.3 = 1.62 Ом

Сопротивление заземляющего контура, исходя из сопротивления заземления R= 4 Ом

R_з.к.= 4  R= 4  1.62 = 2.38 Ом

Заземляющий контур выполняем из стальных прутков. Верхний конец уголка заглублен на 0.7 метра. d_у = 0.95 · b = 0.95 · 50 = 48 мм

Сопротивление одного электрода.

=Ом

где:   удельное сопротивление грунта,  = 100 Ом / м;

l - длина заглубления прутков, l = 2.5 м;

Необходимое сопротивление электродов без учета коэффициента использования  _и.

n = r_э / R_зк. = 32 / 2.38 = 13.46

Расстояние между электродами принимаем d = 2 м, l = 2 · 3 = 6 м.

Необходимое количество электродов с учетом _н .

n =шт.

Принимаем n =19 шт., при _н = 0.73.

Для соединения электродов применяем стальную полосу размером 25 4 мм длина полосы l = 100 + 25 = 125 мм.

Сопротивление полосы l = 50 м

Ом

при l = 95 м, r_н = 4.3 · 50 / 125= 1.72 Ом

В зимний период сопротивление полосы: r_nз= r_п · k_max = 1.72 · 6 = 10.32 Ом

где: k_max  коэффициент, учитывающий промерзание грунта.

Сопротивление заземляющего контура с учетом полосы.

Ом

Cопротивление заземления у наиболее удаленного механизма.

R= R_зк­ + R_з.пр. +R_з.ж.к.= 2 + 0.32 + 1.3 = 3.62 Ом

что удовлетворяет требованиям R = 4 Ом

4.3 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:

∑F = ∑F_мин * S_ос * к_з * к_п = 0.5 * 20000 * 1.4 * 1.5 = 21000 лм

где ∑F_мин – требуемая освещенность для отдельных участков, ∑F_мин = 0.5 лк;

S_ос – площадь освещаемого участка, S_ос = 20000 м²;

к_з – коэффициент запаса, к_з = 1.4;

к_п – коэффициент, учитывающий потери света, к_п = 1.5;

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

Определяем требуемое количество прожекторов:

N_пр = ∑F / F_л * η_пр = 21000/ 21000 * 0.35 = 3 шт

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

где I_мах – максимальная сила света прожектора, I_мах = 140000 кд.

Необходимая мощность трансформатора:

S_тр = F_л * 10^-3 / η_с * η_ос * cos θ_ос = 21 / 0.95 * 1 * 1 = 22 кВа

где η_с – к.п.д. осветительной сети, η_ос = 0.95;

η_ос – к.п.д. светильников, η_ос = 1

cos θ_ос – коэффициент мощности ламп, cos θ_ос = 1

Для освещения карьера применим трансформатор ТМ-6/0,4 с но­минальной мощностью 25 кВА, номинальным напряжением: входным – 6 кВ,

выходным – 0,4 кВ.

Определяем расчетный ток

I = F_л / 1.7 * U * cos θ_ос * _с = 21000/1.7 * 220 * 1 * 1 = 56 А.

Выбираем марку провода А-35 по расчетному току.

Выбор кабеля для питания лампы введем по условию I_доп.> I_н.л ,

где I_дл.доп  длительно допустимый ток, А;

I_н.л  номинальный ток лампы, А;

Выбираем кабель КРСПН - 310 + 16 с I_доп.= 60 > I_н.л = 56, что требуется по условию.

4.4 Электровооруженность труда.

Характеризуется соотношением между затратами труда и электроэнергией израсходованной в производственном процессе.

Э_э = Э_а / n_сп * t_см * n_дн = 10748000 /

где Э_а – расход электроэнергии за год, Э_а =

n_сп – списочный состав рабочих, n_сп =

t_см - продолжительность рабочей смены, t_см = 19.5 ч.;

n_дн – количество рабочих дней в году, n_дн =

Удельный расход электроэнергии.

Э_у = Э_а / V_п = 10748000 / 1142400 = 9.4 Вт/м³

где V_п – объем песков в год, V_п = 1142400 м³

Средневзвешенное значения коэффициента мощности.

_________

cos = Э_аэ / √ Э_аэ² + Э_р² =

где Э_р – показания счетчика реактивной энергии за год, Э_р =

Э_аэ - количество активной энергии, потребляемой приемниками за год, Э_аэ =

Таблица 6.6 Расчет капитальных затрат на приобретение оборудования.

Таблица 6.7 Расчет капитальных затрат на приобретение проводов и кабелей.

Таблица 6.8 -Затраты на вспомогательные материалы.

Таблица 6.10- Расчет затрат на амортизацию

Таблица 6.11 - Эксплуатационные затраты на электрооборудование.

Таблица 4.3 – Расчет заработанной платы.

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.

∆U_п = U_о - ∆U_р / 1 + [(x_вн * К_п * S_ном * 10) / U²_ном ] = 6000 – 1110 / 1 +

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 _кл =

где x_тр – индуктивное сопротивление трансформатора;

x_вл , x _кл - индуктивное сопротивление воздушных и кабельных линий.

x_тр = 10 * U_кз * U_хх² / S_тр.ном = 10 * 6.5 * 6.3² / 35000 =

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;

Уровень напряжения на зажимах двигателя в момент его пуска должен удовлетворять условию. ∆U_п >= 0.75 U_ном

5 Охрана труда.

5.1 Анализ условий труда.

На проектируемом участке ожидается следующие вредные условия труда.

1.При бурении скважин бурстанками шарошечного бурения запыленность может достигать 300 – 1900 мг / м³. Это обусловливается необходимостью применения высокоэффективных средств пылеулавливания.

2. Эксплуатация карьерных дорог.

Здесь интенсивность пылеобразования зависит от скорости движения автомашины, состояния дороги, ее покрытия.

3. Выделения выхлопных газов от автомашины.

4. Проведения массовых взрывов, сопровождается выделением газов и пыли. Все эти факторы снижают производительность труда и устойчивость организма к разному роду заболевания.

5.2 Борьба с пылью и ядовитыми газами.

Основными источниками выделения пыли на карьере являются: автосамосвалы, бурение скважин шарошечным бурением, проведение массовых взрывов и экскаваторные работы.

Основными источниками ядовитых газов являются: автосамосвалы, бульдозеры, проведение массовых взрывов.

5.3Буровзрывные работы.

Практика эксплуатации бурового оборудования показывает, что добиться существенного снижения запыленности атмосферы карьера путем совершенствования режимов и технологии бурения не представляется возможным. В связи с этим основным методом борьбы с пылью на буровых станках является применение пылеулавливающих установок с использованием методов пылеулавливания в забое скважин.

В связи с полудисперсным составом буровой мелочи очевидна необходимость создания многоступенчатых пылеулавливающих устройств, для улавливания пыли всех фракций. Все пылеулавливающие установки к бурстанкам, как правило имеют несколько ступеней очистки воздуха от пыли. По принципу улавливания последней ступени, они подразделяются на установки с гравитационными пылеуловителями, с инерционными жидкостными и пористыми уловителями.

При бурении скважин, помимо пылеулавливания применяются пылеподавления с помощью аэрорированных растворов.

Бурение скважин с помощью аэрорированных растворов является одним из наиболее эффективных и перспективных способов пылеулавливания.

Пылеобразование при массовых взрывах наиболее интенсивно. Однако, в следствии быстрого выноса основной массы пыли в момент взрыва за пределы участка к моменту допуска людей в район проведения взрыва становится незначительным. Тем не менее, при взрывных работах происходит общее загрязнение атмосферы воздуха района, а во-вторых, значительное количество пыли скапливается на бортах разреза, которая сдувается сильным ветром и является сильным источником засоренности общей атмосферы карьера.

Снижение загазованности атмосферы при проведении массовых взрывов достигается с применением ВВ с низким кислородным балансом, добавлением в забойку различных нейтрализаторов. Для уменьшения пылеобразования добавляются гидрообезпылеватели. Гидрообеспылевание, при массовых взрывах можно применять для взрыва, одновременно с ним и после. Для гидрообеспылевания до их проведения применяются в основном три способа:

1. предварительное орошение взрывного блока;

2. предварительное увлажнение взрываемого блока;

3. увлажнение за счет свободной фильтрации воды из канав, расположенных на поверхности.

5.4 Экскаваторные работы.

При работе экскаваторов воздушная среда загрязняется не только в зоне работы экскаватора, но и в цело по карьеру. В целях уменьшения образования пыли при погрузке предусматривается методом орошения в забоях.

5.5 Проветривание разреза.

Разрезы имеющие горизонтальное или пологое залегание полезного ископаемого как правило имеют небольшую глубину и проветривание горных выработок происходи за счет естественной силы ветра. На проектируемом участке преобладает северо-западное направление ветра со скоростью 2 м/ч. наибольшая сила ветра обычно наблюдается во второй половине дня. Штилевые периоды, в основном в летнее и зимнее время и достигает 80 дней в году. Строительство разрезной траншеи и развития горных работ проектируется по ряду экономических и технологических показателей с востока на запад – следовательно основное направление ветров будет иметь угол к рабочему борту 45град. (смотреть схему проветривания рисунок 5.1). Как видно из сечения А-А естественная схема проветривания будет рециркуляционно- прямоточная.

5.6 Аэрология.

5.6.1 Расчет выбросов вредных веществ в атмосфере карьера.

Буровые работы.

Количество пыли, выделяющиеся при работе буровых станков.

G_п = 0.785 * d² * V_б * ρ * в * К_п (1 – η) * 10³ / 3.6 =

= 0.785 * 0.287² * 9 * 1.9 * 0.1 * 0.02 (1 – 0.82) * 10³/ 3.6 = 0.11 г / с;

где d – диаметр скважины, d = 0.287 м;

V_б – скорость бурения, V_б = 9 м/ч;

ρ – плотность буримых пород, ρ = 1.9 т/м³;

в – содержание пылевой фракции в буримой мелочи, в = 0.1 дол. ед.

К_п - доля пыли приходящая в аэрозоль, К_п = 0.02.

η – эффективность средств пылеулавливания, η = 0.82

Взрывные работы.

Загрязнение атмосферного воздуха при взрывных работах в карьерах происходит за счет выделения вредных веществ из пылегазового облака и выделение газов из взорванной горной массы.

Пылегазовое облако представляет собой мгновенный залповый неорганизованный выброс твердых частиц и нагретых газов включая оксид углерода и оксид азота.

Взорванная горная масса- постоянно действующая в течении периода ее экскавации источник выброса оксида углерода, количество которой следует принять равным 50% от его выброса с пылегазовым облаком.

Количество вредных веществ выбрасываемых с пылегазовым облаком при производстве одного взрыва, определяется по формуле:

Для пыли

G^п_в = К *g_уд * А (1 – η) * 10⁶ / t = 0.16 * 0.067 * 33.5 (1 – 0.7) * 10⁶ / 900 =

= 120 г/с;

где К - безразмерный коэффициент, учитывающий гравитационное оседание веществ в пределах карьера, К = 0.16;

t - время рассеивания пылегазового облака, t = 900 с;

g_уд - удельное выделение вредных веществ при взрыве 1 т. ВВ, g_уд = 0.067

А - количество взорванного ВВ, А = 33.5 тонн.

Для оксида азота

G^г_в = 1 * 0.0025 * 33.5 (1 – 0.7) * 10⁶ / 900 = 28 г/с;

Для оксида углерода

G^г_в = 1 * 0.006 * 33.5 (1 – 0.7) * 10⁶ / 900 = 67 г/с;

Погузочно - разгрузочные работы.

Процессы погрузки горной массы в автосамосвалы сопровождается интенсивным выделением в атмосферу карьера пыли.

Количество пыли, выделяющихся при перемещении породы, определяется по формуле:

G^п_п = К₀ * К₁ * К₂ * К₃ * П_э * 10⁶ / 3600 =

= 0.06 * 0.06 * 0.3 * 0.4 * 185 *10⁶ / 3600 = 22 г/с;

где К₀ - коэффициент, учитывающий долю полевой фракции в материале,

К₀ = 0.06;

К₁ - доля полевой фракции переходящей в аэрозоль, К₁ = 0.06;

К₂ - коэффициент, учитывающий влажность горной массы, К₂ = 0.3;

К₃ - коэффициент, учитывающий высоту падения материала, К₃ = 0.4;

П_э - количество перерабатываемой экскаватором породы, П_э = 185 т/ч;

Транспортировка горной массы карьерными автосамосвалами

Пылеобразование при работе карьерного автотранспорта определяется:

G = С₁ * С₂ * С₃ * N * L * g / 3600 = 1.9 * 2 * 0.5 * 3 * 1 * 1450 / 3600 =

= 3 г/с

где С₁-коэффициент учитывающий среднюю грузоподъемность автотранспорта, С₁ = 1.9;

С₂ - коэффициент учитывающий скорость передвижения автотранспорта,

С₂ = 2;

С₃ - коэффициент учитывающий состояние автодорог, С₃ = 0.5;

N - число ходок всего автотранспорта в час, N = 3;

L - средняя протяженность одной ходки, L = 1 км;

g - пылевыделение в атмосферу на один километр пробега, g = 1450 г/км;

Выбросы токсичных газов. При работе дизельной технике состав выхлопных газов в атмосферу карьера выделяется: сажа, оксид углерода, оксид азота, сернистый ангидрид, углеводороды и бенз(а)пирен.

Количество выделяемых в атмосферу загрязняющих веществ определяется.

К_i = в * V * g_i / 3600 ;

где в - контрольный расход топлива на 1 час работы, кг;

V - cредняя скорость движения той или иной техники, км/ч;

g_i - удельные выбросы загрязняющих веществ, г/кг.

Таблица 5.1 – Количество выделяемых в атмосферу карьера загрязняющих веществ, г/с.

5.6.2 Определение общего баланса вредности в атмосфере карьера.

Суммарная интенсивность поступления одноименных газов или пыли в атмосферу карьера определяется:

К = Σ n_i * К_i * G_i =

= 1 * 0.11 + 1 * 216 + 1 * 22 +3 * 33 +3 * 0.86 +1 * 0.71 + 1 * 1.5 = 342 г/с

n_i - число расположенных в проветриваемой зоне однотипных источников;

G_i - интенсивность выделения данной вредности однотипными источниками;

К_i-коэффициент одновременной работы источников, рассматриваемого типа;

5.6.3.Определение общего загрязнения атмосферы карьеров.

Схема проветривания рециркуляционно- прямоточная следовательно формула для определения концентрации вредных веществ будет такая:

В зоне рециркуляции

С_р = (33.3 * G_общ / x_ср * U_р * L₁) + C₀ =

где G_общ – суммарная интенсивность поступления вредностей в рециркуляционную зону от источника, находящихся в ней и на подветренном борту, проветриваемом по схеме, G_общ = г/с;

x_ср – расстояние от границы до зоны рециркуляции в направлении движении ветра от точки, в которой определяется концентрации вредностей, x_ср = м;

L₁ – длина зоны рециркуляции в направлении, перпендикулярном движению ветра, L₁ = м;

C₀ – концентрация загрязненных веществ в воздухе, поступающих в карьер, C₀ = г/м³

U_р – расчетная скорость, U_р = м/с;

U_р = (1 – р) * U_о =

где р – степень ослабления скорости ветра, зависит от степени закрытости горизонта внешними неровностями рельефа, р = ;

U_о – характер скорости ветра для рассматриваемого района, U_р = м/с;

За пределами

С = (15 * G_общ / x_ср * U_р * L₁) + C₀ =

5.7 Охрана труда, промсанитария и противопожарная профилактика.

5.7.1 Анализ условий труда и опасности проектируемых производственных объектов.

Перечень основных неблагоприятных факторов производственной среды на горных предприятиях представлены таблицы 5.7.1

Таблица 5.7.1.1- Характеристика факторов производственной среды на проектируемых работах

Оценка условий труда работников по тяжести трудового процесса производится для основных работников, занятых на проектируемых работах.

В основу анализа положена масса поднимаемого груза, переносимого в ручную, физическая динамическая нагрузка, стереотипные рабочие движения, рабочая поза, наклоны корпуса, перемещения в пространстве и другие показатели физического труда. Здесь же дана оценка (количественная оценка) исходя из общепринятой классификацией условия труда по тяжести (таблица 5.7.2).

Таблица 5.7.1.2 - Оценка условий труда по тяжести трудового процесса

Условия труда на производстве признаются вредными и опасными, если хотя бы один из анализируемых показателей тяжести труда имеет фактическое значение, превышающее допустимое.

Оценка условий труда по напряженности трудового процесса производится для работников, работа которых подвергалась анализу ранее. Условия труда на анализируемом рабочем месте признаются вредными и опасными, если общее число показателей напряженности труда класса 3.1 при анализе составит 6 и более единиц. Результаты оценки условий труда по напряженности приведены в таблице 7.5.3.

Таблица 5.7.1.3 - Оценка условий труда по напряженности трудового процесса

Таблица 5.7.1.4 – Продолжении таблицы 5.7.1.3

Таблица 5.7.1.5 – Продолжении таблицы 5.7.1.4

Основные опасные производственные факторы при работе горного оборудования. Объектом внимания здесь выступает техника, применяемая на открытых горных работах: экскаваторы, буровые станки, автосамосвалы, трансформаторные подстанции.

Таблица 5.7.1.6 Основные опасные производственные факторы.

Перечень и краткая характеристика основных возможных чрезвычайных ситуаций на местах проведения горных работ:

-нарушение работы водоотливных установок;

-потери устойчивости бортов карьера;

-аварии на экскаваторах и


29-04-2015, 00:28