Разработка залежи "Южно-Караловской" Баженновского месторождения хризотил-асбеста

/

/

Содержание

Введение

1. Геологическая и гидрогеологическая характеристика месторождения

1.1 Геологическое строение месторождения

1.2 Гидрогеологическая характеристика месторождения

2. Запасы полезного ископаемого и объемы вскрыши в контурах карьера

2.1 Подсчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши в контурах карьера

2.2 Определение технических границ карьера

3. Основные положения по организации работ в карьер

4. Производственная мощность карьера

5. Вскрытие месторождения

6. Выемочно-погрузочные работы

7. Проведение траншеи

8. Буро-взрывные работы

8.1 Буровые работы

8.2 Взрывные работы

9. Система открытой разработки

9.1 Обоснование высоты уступа

9.2 Определение ширины рабочей площадки

9.3 Расчет длины экскаваторного блока и фронта горных работ

9.4 Определение интенсивности горных работ

10. Карьерный транспорт

10.1 Расчеты по определению скорости движения автотранспорта

10.2 Эксплуатационные расчеты автотранспорта

10.3 Расчет пропускной способности автодорог

10.4 Расчет расхода топлива и смазочных материалов в карьере

11. Отвалообразование

11.1 Расчет параметров бульдозерного отвалообразавания

11.2 Организация отвальных работ. Отвалообразование при автомобильном транспорте

11.3 Рекультивация поверхности отвала

12. Электроснабжение карьера

12.1 Освещение карьера

12.2 Расчет освещения карьера

12.3 Расчет линии электропередач карьерных электросетей

12.4 Расчет высоковольтной линий выполненных гибким кабелем

13. Водоотлив

13.1 Ограждение карьера от повадливых и ливневых вод

13.2 Расчет водоотливной установки

14.Охрана окружающей среды

14.2 Охрана поверхностных и подземных вод

15. Технико-экономические показатели проекта

Список литературы

Введение

Баженовское месторождение хризотил - асбеста находится на восточном склоне Среднего Урала в Свердловской области. Район Баженовского месторождения представляет собой холмистую слаборассеченную равнину с абсолютными отметками от 220 до 233 м. Естественный рельеф местности нарушен крупными карьерами и многочисленными отвалами пустых пород и отходов обогатительных фабрик.

Хризотил-асбест представляет собой водный силикат магния Mg₆[Si₄O₁₀](OH)₈. В нем также содержатся примеси разных элементов. По структуре хризотил-асбест представляет слоевой силикат, состоящий из двухслойных пакетов. Асбестами называют некоторые минералы группы серпентинита и амфибола, обладающие рядом общих свойств, как-то: способностью расщепляться на тонкие и гибкие волокна, скручиваться в нить и т.д. Минералы, относящиеся к асбесту, встречаются в виде правильно волокнистых и путано волокнистых образований и делятся на две группы: хризотила и амфибола. По химическому составу асбестовые минералы являются гидросиликатами магния, железа и отчасти кальция и натрия. Наибольшее промышленное значение по объему потребления имеет хризотил-асбест, на долю которого приходится почти 95% мировой добычи асбеста.

Добыча асбеста в России была начата на Урале вблизи Невьянского завода известным горнопромышленником Демидовым в 18-ом веке. Во второй половине 18-го века выработка асбеста на Урале прекратилась.

Начало развития современной асбестодобывающей промышленности относится к концу 19 - го века. Промышленная разработка крупнейшего в мире асбестового месторождения, открытого в 1885 году, началась в 1889 году.

В настоящие время наблюдается рост производства асбеста и асбестосодержащих материалов, их потребление. В 2004 году РФ должна выйти на уровень 850-860 тысяч тонн асбеста, из них (около 500 тысяч тонн) придется на ОАО ”Ураласбест”. В РФ благодаря поддержке правительства несколько сбыта антиасбестовая компания.

Но компания по запрету применения асбеста в любом виде увеличиваются. На ситуацию в странах-импортерах российского асбест большое влияние оказывает директива Еврокомиссии о запрете использования асбеста и асбестосодержащих материалов с 1 января 2005 года в странах Евросоюза.

1. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ И ГИДРОГЕОЛОГИЧЕСКАЯ

ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ.

1.1 Геологическое строение месторождения

Баженовское месторождение хризотил - асбеста приурочена к центральной части массива ультраосновных пород, расположенного в пределах мощной полосы габбро - перидотитовых интрузий восточного склона Среднего Урала.

С запада и севера к массиву ультраосновных пород примыкают габбро, слагающие его висячий бок, а с востока и юга - граниты. Вдоль контакта ультраосновного массива с габбро и гранитами развиты мощные полосы талька - карбонатных пород и рассланцованных серпентинитов.

Массив ультраосновных пород представлен перидотитами, пироксинитами, дунитами, серпентинитами и другими метаморфическими разностями пород. Кроме того, на месторождении встречаются дайки диоритов, диабазов, пироксинитов и других пород.

Месторождение имеет сложное тектоническое строение с наличием большого количества тектонических нарушений разрывного характера - разломов.

Важнейшая роль в серпентинизации ультраосновного массива и формировании асбестовых залежей принадлежит меридиональным, реже диагональным и широтным зонам разломов постмагматического возраста, послужившим путями для проникновения гидротермальных растворов. Вдоль этих зон разломов возникли мощные полосы серпентинитов, с которыми связано образование асбестовых залежей.

На месторождении выявлено 34 залежи с промышленным содержанием асбеста. Размеры залежей по простиранию от 150 - 200 м. до 4000 м, по падению от 10 м. до 1000 м. и более. Мощность промышленной части залежей от 40 до 200 - 300 м.

Залежи в большинстве своём имеют неправильную эллипсоидальную форму. В вертикальном разрезе залежи, не выходящие на дневную поверхность, имеют чашеобразную форму. Падение залежей западное, крутое до вертикального.

В центре залежи расположены неасбестоносные перидотиты, образующие ядро. К периферии от ядра идут перидотиты с простыми и сложными отороченными жилами асбеста.

По структурно - генетическим признакам, особенностям геологического строения, морфологии, зональности и качеству асбестоносности на месторождении выделяют две асбестоносные полосы - Главная и Западная.

В Главной асбестоносной полосе сосредоточены наиболее важные в промышленном отношении залежи хризотил - асбеста. Они вытянуты одна за другой почти без перерыва. Наиболее значительными являются Северная, протяжённостью 4000 м, Центральная, протяженностью 2000 м. и Южная, протяженностью около 3000 м.

1.2 Гидрогеологическая характеристика

Гидрогеологические условия Баженовского месторождения сравнительно благоприятны и характеризуются развитием поровых вод в четвертичных отложениях, трещинных и трещинно-жильных вод в породах палеозоя, слагающих единый водоносный горизонт безнапорных вод.

Основным источником питания его являются атмосферные осадки, область питания ограничивается площадью распространения.

Поровые воды развиты спорадически и в обводнении месторождения практически не участвуют.

Мощность водоносного горизонта в породах палеозоя определяется глубиной развития открытой трещиноватости и составляет 40-60 м.

В зонах тектонических нарушений и в приконтактовых зонах метаморфических пород с интрузивными массивами эффективная трещиноватость достигает глубины 100-150 м, а в дайках и жильном комплексе до 200-300 м. Производительность скважин, вскрывших зоны контактов и тектонических нарушений, достигает, 1-4 л/сек. при снижении уровней на 2-16 м.

В дайках дебит скважин увеличивается до 12-24 л/сек. при понижении уровня на 15-23 м.

Наиболее водообильные зоны трещиноватости в гранитном массиве, меньше в габбро и ещё менее в ультрабазитах. Значительных отличий в водообильности массивов не отмечается.

Таким образом, водопритоки на месторождении формируются за счет дренирования подземных вод из зон трещиноватости и атмосферных осадков, выпадающих на площади карьеров.

Поскольку зона обводнённых пород вскрыта карьерами на всю мощность и депрессионная воронка уже сформировалась, водопритоки на месторождениях зависят, в основном, от количества атмосферных осадков. Среднегодовая величина водопритоков стабилизировалась и составляет в среднем 1400 м³/час.

Увеличение глубины выработок не повлияет на рост водопритоков.

Максимальная величина водопритока в летний период за счёт ливневых осадков может достигать 4400 м³/час.

Химический состав вод четвертичных отложений гидрокарбонатный кальциевый, вод зон трещиноватости метаморфических и вулканогенных образований и интрузивных пород основного, кислого и ультраосновного состава- гидрокарбонатный кальциево-магниевый и кальциево-натриевый с минерализацией 0.2-0.7 г/л.

Подземные воды зон трещиноватости метаморфических и вулканогенных образований используются для хозяйственно-питьевого водоснабжения города Асбеста.

Подземные воды зон трещиноватости интрузивных пород кислого состава, а также можно рекомендовать для водоснабжения отдельных предприятий и населённых пунктов с потребностью до 10 л/сек.

2. ЗАПАСЫ ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО И ОБЪЁМЫ

ВСКРЫШИ В КОНТУРАХ КАРЬЕРА

2.1 Подсчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши в

контурах карьера

Размеры карьеров в плане и его глубина являются главными параметрами карьера, от которых зависят запасы полезного ископаемого, объемы вскрышных пород, производственная мощность предприятия, срок его существования и схема комплексной механизации.

Углы откосов нерабочих бортов карьера должны удовлетворять требованиям устойчивости уступов и бортов, а также условием размещения на них необходимых площадок (предохранительных, транспортных, площадок очистки). Угол погашения нерабочего борта карьера для Баженовского месторождения по разработкам ВНИИМИ принят в районе разведочных линий: с (1-110) - 37^о, c (110-220) - 38^о, с (220-440) - 39^о.

Граничный коэффициент вскрыши 6,8. Перспективная глубина и контуры карьера устанавливаются на основании технико-экономических показателей открытых и подземных разработок.

Наиболее удобным способом для подсчета запасов полезного ископаемого, объема вскрыши является графоаналитический метод, который применим при различных условиях залегания месторождения. Оконтуривание при этом методе производится путем сравнения контурного коэффициента вскрыши с граничным коэффициентом вскрыши на основании данных.

Таблица №1. Подсчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши по RL-152.

Объем вскрыши в торцах карьера _, м³, определяется по формуле:

=9241874 ( 1 )

где: Д - ширина дна карьера, м;

H_ср - средняя глубина торцевого борта, м;

? - угол откоса торца карьера, ^о;

? _л и ? _в - углы откосов нерабочих бортов карьера с лежачей и висячей стороны, ^о.

Таблица №2. Подсчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши по RL - 270.

Объем вскрыши в торцах карьера _, м³, определяется по формуле:

=10410274 ( 2 )

Прирезаемый объем по полезному ископаемому V_пр., м³, определяется по формуле:

V_пр^Rл-168 = h l_блок = 40 318 = 2162400 ( 3 )

где: а - ширина прирезаемого горизонта по верху, м;

b - ширина прирезаемого горизонта по низу, м;

h - глубина горизонта, м;

L_блок - длина блока по разрезам, м.

Таблица №3. .Сводная таблица подсчета запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши

Промышленные запасы полезного ископаемого Q_пр, м³, определяется по формуле:

Q_пр = Q_геол•К_изв = 62156200 0,97 = 60291514( 4)

где: Q_геол - геологические запасы полезного ископаемого, м³;

К_изв - коэффициент извлечения.

Промышленный коэффициент вскрыши К_пр, определяется по формуле:

= = 2,03 ( 5)

где W - объем вскрыши в контурах карьера, м³.

2.2 Определение технических границ карьера

Длина карьера по перспективному контуру L_персп, м, определяется по формуле:

L_персп = L_зал + Н₁ • ctg?₁+ H₂ • ctg?₂ = 812+400 • 38⁰ + 400 • 38⁰= 1828 ( 6)

где: L_зал - длина залежи, м;

Н₁ - перспективная глубина по разрезу RL-152, м;

H₂ - перспективная глубина по разрезу RL-168, м;

ctg? - угол откоса торца карьера, град.

Ширина карьера по перспективному контуру B_кар^перп, м, определяется по формуле:

B_кар^перп = Д + 2H_пер • сtg?

где: Д - ширина дна, м;

Н - перспективная глубина по разрезу, м.

B_RL-152^перп = 98+2•400 • ctg38^о = 1114 ( 7)

B_RL-270^перп = 144+2•400 • ctg38^о = 1160 ( 8)

Длины карьера первой очереди L_1очер, м, определяется по формуле:

L_1очер = L_зал+2•H^1оч•ctg? = 812+2•120•ctg38^о = 1116 ( 9)

где: L_зал - длина залежи, м;

H^1оч - глубина карьера первой очереди, м;

ctg? - угол откоса законсервированного борта карьера, град.

Если длина карьера первой очереди отличается от перспективной длины карьера незначительно, то тогда за длину карьера первой очереди принимают перспективную длину.

3. ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ ПО ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ

В КАРЬЕРЕ

Режим работы карьера оказывает существенное влияние на использование во времени основных производственных фондов. Режим работы карьера определяет число рабочих и не рабочих дней и часов в году, число рабочих смен в сутки и продолжительность рабочей смены. На вновь проектируемых предприятиях следует устанавливать более прогрессивный прерывный годовой режим. Однако для многих карьеров, в том числе и асбестовых - прерывный режим для основных цехов неприемлем, в связи с работой асбообогатительных фабрик в непрерывном годовом режиме. Поэтому основные цеха предприятия (горный, отвальный, буровой цех) работают по непрерывному годовому режиму в 2 смены по 12 часов. Транспортный цех работает по непрерывному режиму, 3 смены по 8 часов. Взрывной цех и вспомогательные цеха предприятия работают по прерывному годовому режиму в 1 смену по 8 часов, 2 выходных.

Баланс календарного времени экскаваторного парка:

Календарное число дней в году . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 365

Количество праздничных дней в году . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 12

Среднегодовое число дней на ремонт экскаватора . . . . . . . . . 35

Простои по организационным причинам . . . . . . . . . . . . . . . . . 10

Простои по климатическим причинам . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 5

Количество рабочих дней в году экскаватора на погрузку . . 303

Баланс календарного времени бурового парка:

Календарное число дней в году . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 365

Простои по климатическим причинам . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .5

Количество праздничных дней в году . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 12

Среднегодовое число дней на ремонт . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 25

Простои по организационным причинам . . . . . . . . . . . . . . . . . .20

Количество рабочих дней в году бурового парка . . . . . . . . . . 303

Баланс календарного времени карьерного транспорта:

Календарное число дней в году . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 365

Количество праздничных дней в году . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .12

Среднегодовое число дней на ремонт . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . ..13

Простои по организационным причинам . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 7

Простои по климатическим причинам . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . ... 3

Количество рабочих дней в году карьерного транспорта . . . . 330

Баланс календарного времени отвального оборудования:

Календарное число дней в году . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 365

Количество праздничных дней в году . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .12

Среднегодовое число дней на ремонт . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .40

Простои по организационным причинам . . . . . . . . . . . . . . . . . . 10

Простои по климатическим причинам . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . … 3

Количество рабочих дней в году отвального оборудования . . 300

Число рабочих дней в году в карьере N^кар_рабдн, дней определяется по формуле:

N^кар_раб = N_кал - N_праз - N_кл. = 365 - 12 - 3 = 350 ( 10 )

где: N_кал - число календарных дней в году, дней;

N_праз. - число праздничных дней в году, дней;

N_кл - простои по климатическим причинам, дней.

4. ПРОИЗВОДСТВЕННАЯ МОЩНОСТЬ КАРЬЕРА

Производственная мощность карьера по добыче полезного ископаемого задана в проекте и составляет 4,7 млн. т. Между годовыми объёмами работ карьера по полезному ископаемому, по вскрыше и по горной массе существует определённая взаимосвязь, зависящая от промышленного коэффициента вскрыши.

Годовая производственная мощность карьера по вскрыше, млн.т/год, определяется по формуле:

= • К_пр • К_нер = 4,9 • 2,03 • 0,9 = 8952300 ( 11 )

где: - годовая производственная мощность карьера по полезному ископаемому, млн.т;

К_пр - промышленный коэффициент вскрыши;

К_нер - коэффициент неравномерности работы предприятия.

Годовая производственная мощность карьера по горной массе , млн.т/год определяется по формуле:

= + = 4900000 + 8952300= 13852300 ( 12 )

Суточная производительность карьера по горной массе _, т/сут, определяется по формуле:

= / N_р = 13852300 / 350 = 39578 ( 13 )

где: N_р - число рабочих дней в году в карьере, дней.

Суточная производственная мощность карьера по вскрыше , т/сут, определяется по формуле:

= / N_р = 8952300 / 350 = 25578 ( 14 )

Суточная производственная мощность карьера по полезному ископаемому , т/сут, определяется по формуле:

= / N_р = 4900000 / 350 = 14000 ( 15 )

Сменная производственная мощность карьера по горной массе , т/см, определяется по формуле:

= / n = 39578 / 2 = 19789 ( 16 )

где: n - число смен в сутки.

Сменная производственная мощность карьера по полезному ископаемому , т/см, определяется по формуле:

= / n = 14000 / 2 = 7000 ( 17 )

Сменная производственная мощность карьера по вскрыше , т/см определяется по формуле:

= / n = 25578 / 2 = 12789 ( 18 )

Ориентировочный срок службы карьера , лет, определяется по формуле:

= (Q_пром•?) / = (60291514 • 2,7) / 4900000 = 33 ( 19 )

где: Q_пром - промышленные запасы полезного ископаемого, т;

? - объемная масса пород, т/м³.

Полный срок существования карьера, лет, определяется по формуле:

= + + = 33 +3+2 = 38 ( 20 )

где: - ориентировочный срок службы карьера, год;

- срок строительства карьера, год;

- срок затухания карьера, год.

Среднегодовая углубка карьера У, м/год, определяется по формуле:

У = Н_ср / = 200 / 38 = 5,2 ( 21 )

где: Н_ср - средняя глубина карьера.

5.ВСКРЫТИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Сущность вскрытия карьера при открытой разработки заключается в установлении транспортной связи рабочих горизонтов карьера с пунктами приема горной массы на поверхности карьера путем проведения соответствующих горно-капитальных выработок. Установление рационального способа вскрытия карьерного поля является одно из наиболее сложных и ответственных инженерных задач, от правильного решения который в значительной мере зависит технико-экономический показатель горных работ предприятия.

На выбор способа вскрытия влияет: рельеф поверхности; элементы залегания месторождения; инженерно-геологические условия залегания месторождения; производственно-технические разработки месторождения; формы и размеры карьера, применяемые системой разработки выбранный тип горнотранспортного оборудования; производственная мощность расположения технических сооружений на поверхности.

Применяем способ вскрытия петлевыми внутренними съездами с изменением направления движения на горизонтальных площадках шириной 30 - 35 м.

Этот способ является наиболее распространенным при разработке наклонных и крутых месторождений с большой глубиной залегания.

Формой трассы является сложной, так как она имеет несколько изменений направления в движении. Карьер вскрывается съездами с уклоном 80 ‰ в южном направлении съездами длиной 187 м. вскрываются горизонты до отметки на этой отметке происходит смена направления трассы, последующие горизонты вскрываются съездами до отметки. Между каждым съездам располагается площадка примыкания длинной 30 м. служащая для разгона автомобиля.

6.ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ

Одноковшовые экскаваторы применяются в разнообразных горнотехнических условиях при любой крепости пород. Выемка скальных пород осуществляется с обязательным рыхлением их взрывом.

Работа карьерных механических лопат при транспортной системе разработки производиться с погрузкой в средства транспорта расположенной на горизонте установки экскаватора. При погрузке горной массы в проекте принят экскаватор типа прямая мехлопата марки ЭКГ - 10.

Согласно «правилам безопасности при ведении горных работ» высота уступа или развала после взрыва при многорядном взрывании недолжна, превышать более чем в 1,5 максимальной высоты черпания экскаватора:

Н_у ? 1,5

15 ? 1,512,5

Высота уступа принята 15 м. что не превышает в 1,5 раза максимальной высоты черпания экскаватора.

При работе прямой мехлопаты наиболее рациональная выемка осуществляется в боковом забое при сквозной заходки.

При авто транспорте ширину экскаваторной заходки принимается 1,5 R_чу:

A = 1,5R_чу

A = 1,512,2

Для подъезда автомобилей используются выгрузные пространства с боку и сзади экскаватора.

Таблица №4. Техническая характеристика ЭКГ-10.

Часовая производительность экскаватора Q_час, м³/ч. определяется по формуле:

Q_час == 403.8 ( 22 )

где: Е - емкость ковша;

К_н - коэффициент наполнения;

К_и - коэффициент использования;

t_ц - время цикла;

К_р - коэффициент разрыхления.

Продолжительность цикла Т_ц, с, определяется по формуле:

Т_ц = Т_ч+Т_пов+Т_р = 12.8+26.1+2,7 = 41.6 ( 23 )

где: Т_ч - время черпанья, с;

Т_пов - время поворота, с;

Т_р - время разгрузки, c.

Продолжительность черпания Т_ч, c, определяется по формуле:

Т_ч = + = + = 12,8 ( 24 )

где: d_ср² - размер среднего куска, м.

Размер среднего куска d_ср, м, определяется по формуле:

d_ср = (0,3?0,4)• = 0,4• = 0,6 ( 25 )

Длительность поворотов Т_пов, с, определяется по формуле:

Т_пов = (10+Е) + 0,18(в-90^о) = (10+8)+0,18(90^о-90^о) = 26.1 ( 26 )

где: в - средний угол поворота экскаватора, град.

Длительность разгрузки определяется в зависимости от ёмкости ковша:

Е_к = 1?3м³ ; Т_р = 1,5?2,5

Е_к = 3?8м³ ; Т_р = 2,5?2,7

Е_к = 12?20м³ ; Т_р = 2,9?3,5

Сменная производительность экскаватора Q_см, м³/см, определяется по формуле:

Q_см = Q_час t_см = 403.812= 4845.6 ( 27 )

где: Q_час - часовая производительность экскаватора;

t_см - продолжительность смены, час;

Суточная производительность экскаватора Q_сут, м³/сут, определяется по формуле:

Q_сут = Q_см• n_см= 4845.6 • 2 =9691.2 ( 28 )

где: n_см - число смен в сутки.

Годовая производительность экскаватора Q_год, м³/год, определяется по формуле:

Q_год = Q_сут•N_р = 9691.2 • 350 = 3391920 ( 29 )

где: N_р - количество рабочих дней в году экскаватора на погрузку.

Количество экскаваторов в карьере N_кар, шт, определяется по формуле:

N_кар = = ? 3 ( 30 )

где: W_гм - производительность карьера по горной массе;

К_н - коэффициент неравномерности работы предприятия.

Списочное количество экскаваторов в карьере , шт. определяется по формуле:

= N_экс = 3 = ? 3 ( 31 )

7. ПРОВЕДЕНИЕ ТРАНШЕЙ

Одним из основных факторов определяющих развитие горных работ в карьере является проведение капитальных и разрезных траншей.

От скорости проведения траншей зависит развитие фронта горных работ в карьере, а следовательно производственная мощность карьера. Поэтому необходимо выбрать такой способ проведения траншеи, который обеспечивает заданную производственную мощность и экономичность горных работ.

Проведение траншеи в скальных породах производится с применением БВР с использованием авто транспорта.

В качестве выемочно-погрузочного оборудования в траншее используется экскаватор ЭКГ-10, в качестве транспортных средств автосамосвалы БелАЗ-7555А. Ширина траншеи понизу определяется в зависимости от вида транспорта, числа полос движения, параметров проходческого оборудования и способы проведения траншеи с учетом устойчивости бортов.

В данном проекте при глубине траншеи 15 метров, и руководящем уклоне 80 ‰ предусматривается проведение траншей на автотранспорт с внутренним положением.

Ширина траншеи понизу B, м, определяется по формуле:

B= 2 (Ra+0,5а + с) =2 • (10 + 0,55,240 + 1,5) =28 ( 32 )

где: R_a - минимальный радиус поворота автосамосвала, м;

а - ширина авто свмосвала,м;

e - зазор между автосамосвалом и бортом траншеи, м.

Ширина траншеи поверху b, м, определяется по формуле:

b= B+2H_тр• ctgб=28 + 2 • 15 • ctg65^о=41 ( 33 )

где: Н_тр - глубина траншеи, м;

б - угол откоса борта траншеи, град.

Длина капитальной траншеи, м, определяется по формуле:

= = = 187 ( 34 )

где: j - уклон.

Длина разрезной траншеи, м, определяется по формуле:

= + = 1116 - 187= 929 ( 35 )

где: - длина карьера первой очереди, м.

Объем капитальной траншеи, м³, определяется по формуле:

= + )= ( + ) = 64352 ( 36 )

где: tgб - угол откоса борта траншеи, ^о.

Объем разрезной траншеи,, м³, определяется по формуле:

= = 15 929 = 480757 ( 37 )

Срок проведения капитальной траншеи сут., определяется по формуле:

= = = 8,3 ( 38 )

где: - суточная производительность экскаватора, м³/сут.;

К_сн - коэффициент снижения производительности экскаватора при работе в траншее.

Срок проведения разрезной траншеи, сут., определяется по формуле:

= = = 62 ( 39 )

Скорость проведения разрезной траншеи х_раз, м/мес, определяется по формуле:

х_раз = = = 449 ( 40 )

8. БУРО-ВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ

8.1 Буровые работы

Руда и вмещающие вскрышные породы разрабатываемые залежь «Пожарная» имеют коэффициент крепости от 8 до 17,5 и определенные физико-механические свойства.

Таблица №5. Характеристика физико-механические свойств Баженовского месторождения.

Такие породы и руды требуют предварительного рыхления. Подготовка скальных пород к экскавации один из самых трудоемких и дорогостоящих процессов предопределяющих эффективность работ всех последующих звеньев технологической цепи.

В проекте принят буро-взрывной способ пород к выемке. При данном способе рыхления на уступе бурятся скважины станками шарошечного бурения.

Проектом принят буровой станок марки СБШ - 250МН.

Таблица №6. Техническая характеристика СБШ-250МН

Техническая часовая скорость бурения скважин , м/час, станками СБШ-250МН определяется по формуле:

= = = 7,4 ( 41 )

где: Р_о - осевое усилие, К_н;

n _в - частота вращения бурового става, об/мин;

П_б - показатель буримости пород;

d_дол - диаметр долота, см.

Показатель буримости горных пород П_б, определяется по формуле:

П_б = 0,07(G_сж + G_сдв) + 0,7 • ? = 0,07(116,7+61,9)+0,7•2,7 = 14,4 ( 42 )

где: G_сж - предел прочности породы на сжатие, Мпа;

G_сдв - предел прочности породы на сдвиг, Мпа;

? - плотность пород, т/м³.

Осевого усилие станка Р_о, кН, определяется по формуле:

Р_о = К • П_б • d_дол = 0,8•14,4•24,4 = 281 ( 43 )

где: К - коэффициент, зависящий от показателя буримости, в соответствии с таблицей №7.

Таблица№7. Значение коэффициента К в зависимости от показателя буримости горных пород

Схема №1. Зависимость оптимальной скорости вращения бурового става станков СБШ от показателя по буримости и диаметра долота.

Сменная эксплуатационная производительность бурового станка , м/см, определяется по формуле:

= = = 71 ( 44 )

где: Т_см - продолжительность смены, ч;

t₁ - затрата времени на подготовительно-заключительные операции, ч;

t₂ - затрата времени на ремонт в течение смены, ч;

t₃- затрата времени на вспомогательные операции, ч.

Определение безопасное линии сопротивления по подошве.

Линия сопротивления по подошве W_лсп, м, для наклонных скважинных зарядов, определяется по формуле:

W_лсп = = = 10 ( 45 )

где: q - удельный расход взрывчатого вещества, кг/м³;

p - вместимость погонного метра скважины, кг/пм.

Полученная линия сопротивления по подошве проверяется по условию безопасности обуривания уступа:

W_без = Н_у•ctgб+с = 15•ctg75^о+3 = 7 ( 46 )

где: Ну - высота уступа, м;

б - угол откоса уступа, град;

c - призма обрушения, м.

Призма обрушения определяется по формуле:

c = Hу•(ctgв-ctgб) = 15•(ctg65^о-ctg75^о) = 3 ( 47 )

Удельный расход взрывчатого вещества q, кг/м³, определяется по формуле:

q = • = = 0,6 ( 48 )

где: коэффициент работоспособности ВВ;

P - работоспособность взрывчатого вещества, см³ (гранулотол);

f - крепость пород.

Вместимость погонного метра скважины p, кг/пм, определяется по формуле:

p = 7,85•?Д = 7,85•2,56²•1,26 = 64,8 ( 49 )

где: - диаметр скважины, дм;

Д - плотность заряда в скважине, кг/дм².

Диаметр скважины дм, определяется по формуле:

= = 2,445 1,05 = 2,56 ( 50 )

где: - диаметр долота, дм;

- коэффициент разбуривания скважины.

Расстояние между скважинами в ряду а, м, определяется по формуле:

а = m•W_р = 0,8•9,5 = 7,5 ( 51 )

Расстояние между рядами скважин b, м определяется по формуле:

b = (0,9?1,0) a = 1•7,5 = 7.5 ( 52 )

Расстояние между наклонной и вертикальной рядами скважин b₁, м определяется по формуле:

b₁ = b - H_у ctgб = 7,5- 15= 3.5 ( 53 )

Длина скважины для 1-го ряда , м, определяется по формуле:

= + = + 1,5= 18 ( 54 )

Длина скважины для 2-го ряда , м, определяется по формуле:

, = H_у + = 15+ 1,5= 16,5 ( 55 )

Длина перебура l_пер, м, определяется по формуле:

l_пер = 0,1?0,2 H_у = 0,115 = 1,5 ( 56 )

Выход горной массы j, м³/пм, с одного погонного метра скважины (при 2-х рядном расположении скважин) определяется по формуле:

j = = = 53 ( 57 )

Годовой объем буровых работ в карьере , пм/год, определяется по формуле:

= = = 96801 ( 58 )

где: П_гм - годовая производственная мощность карьера по горной массе, м³.

Годовая производительность бурового станка,, м³/год, определяется по формуле:

= П_см n = 71 2 320 = 45440 ( 59 )

где: n - число рабочих смен в сутки станка;

N_раб - количество рабочих дней станка на бурение скважин в году.

Количество буровых станков в карьере N_ст., шт, определяется по формуле:

N_ст = = = ? 2 ( 60 )

Списочное количества буровых станков в карьере , шт. определяется по формуле:

= N_ст = 2 = 2,14 ? 3 ( 61 )

8.2 Взрывные работы

После обуривания и подготовки блока к взрыву производится зарядка и взрывание. В качестве взрывчатого вещества используются - порэмит 1А. Гранулотол представляет собой гранулированный тротил с размером гранулы 3-5мм. Применяется как самостоятельное ВВ для взрывания обводненных скважин в том числе с проточной водой и в качестве компонента в составе граммонитов и водосодержащих ВВ. Заряжание скважин производится ручным и механизированным способом.

Взрывание используется короткозамедленное с использованием не электрических систем инициирования.

Вес скважинного заряда для первого ряда скважин , кг, определяется по формуле:

= q W_р Н_у а = 0,69,5157,5 = 619 ( 62 )

Вес скважинного заряда для второго ряда скважин , кг, определяется по формуле:

= q b Н_у а = 0,67,5157,5 =489 ( 63 )

Длина заряда для первого ряда , м, определяется по формуле:

= = = 9,5 ( 64 )

Длина заряда для второго ряда, м, определяется по формуле:

= = = 7,5 ( 65 )

Длина забойки для первого ряда , м, определяется по формуле:

= - = 18-9,5 = 8,5 ( 66 )

Длина забойки для второго ряда , м, определяется по формуле:

= - = 16,5-7,5 = 9 ( 68 )

Проверяем длину по безопасным условиям:

0,6W_р < l_заб < W_р

0,6•9,5 < 8,5 <9,5 ( 69 )

Если это условие не соблюдается, то параметры буровзрывных работ пересматриваются.

9. СИСТЕМА ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ

Рациональная система открытой разработки должна обеспечить добычу полезного ископаемого в объеме соответствующем плану, по качеству, отвечающему нормативным требованиям, максимальное извлечение полезного ископаемого из недр, высокую производительность труда и экономичность при максимальной безопасности работ. Следовательно, правильно выбранная и примененная в конкретных условиях система разработки обеспечивает наивысшую эффективность эксплуатации месторождения и использование природных ресурсов.

Принятая система разработки предопределяет тип горно-транспортного оборудования, глобальные параметры карьера и его основные элементы, а так же технико-экономические показатели работ карьера в целом.

На данном проектируемом карьере принята следующая система открытой разработки: способ вскрытия петлевыми внутренними траншеями с изменением направления движения на горизонтальных площадках шириной 30 - 35 м., вскрышу перемещают на внешние отвалы авто транспортом. При размещении вскрыши на внешних отвалах определение вскрышных работ значительно погрузка совместно с отвалообразованием и транспортированием производится оборудованием различных типов.

9.1 Обоснование высоты уступа

При выборе высоты уступа руководствуются условиями безопасности ведения горных работ, физико-механическими свойствами пород, типом погрузочного оборудования и его рациональным использованием. Высота уступа должна обеспечивать необходимую производительность и эффективность работ в карьере.

Увеличение высоты уступа позволяет: сократить число горизонтов в карьере, благодаря чему, решается суммарная длина авто дорог, а следовательно, снижается и стоимость строительства и их содержания, повышается производительность экскаватора, появляется возможность применить наиболее мощное и высокопроизводительное горно-транспортное оборудование. Улучшить технико-экономические показатели буровых работ за счет увеличения чистого времени на бурение скважины, одновременно с этим большая высота уступа приводит к увеличению ширины рабочих площадок за счет большой ширины развала, а так же вероятность возникновения обрушения верхней части уступа и ведение безопасных горных работ, снижение интенсивности углубки карьера. При установлении высоты уступа учитывают способ выемки горных работ. При валовой выемки, высоту уступа устанавливают максимально допустимой по параметрам погрузочного оборудования и по правилам техники безопасности.

Селективная выемка предопределяет уменьшенную высоту уступа и выделения горизонта с различных качественных характеристикой горных пород. Это позволяет уменьшить потери и разубоживание полезного ископаемого.

На данном проектируемом карьере применена валовая выемка пород, следовательно, высота уступа учитывается из ходя из этого способа.

На основании выше изложенного в данном проекте при принятом погрузочном оборудовании ЭКГ-8И высота уступа принята 15 метров.

9.2 Определение ширины рабочей площадки

Ширина рабочей площадки , м, устанавливается с учетом физико-механических свойств пород, параметрам экскаватора и определяется по формуле:

= + Z + T + + d + c + A = 31+1+13+1+7+3+17= 73 ( 70 )

где: В_р - ширина развала, м;

Z - расстояние от развала до проезжей дороги, м;

Т - ширина проезжей части, двух полосной автодороги, м;

Z₁ - расстояние проезжей части до ЛЭП, м;

d - полоса под линию электропередачи, м;

с - призма обрушения, м;

А - ширина заходки по массиву, м;

Ширина заходки по массиву А, м, определяется по формуле:

А = Wлсп + b (n-1) = 9,5+7,5(2-1) = 17 ( 71 )

где: W - линии сопротивления по подошве, м;

b - расстояние между рядами скважин, м;

n_р - число рядов, шт.

Ширина развала после взрыва B_р, м, определяется по формуле:

В_р = К_отб К_вз H + b(n-1) = 0,872,5 15+7,5(2-1) = 31 ( 72 )

где: К_отб - коэффициент данности отброса пород при взрывании;

К_зав - коэффициент взрываемости пород;

q - удельный расход ВВ, кг/м³.

9.3 Расчет длины экскаваторного блока и фронта горных работ

Длина блока влияет на интенсивность отработки уступа, на производительность экскаватора и определяются возможностью организации нормального транспортного обслуживания забоя.

Фронт горных работ зависит от геометрических размеров карьера, числа рабочих уступов и оказывает существенное влияние на технико-экономические показатели карьера.

Длина фронта горных работ на рабочих уступах L_ф.р определяется по формулу:

L_ф.р = = = 1943 ( 73 )

где: - длина карьера первой очереди, м;

Н_у - высота уступа м;

- число рабочих уступов;

в - угол откоса законсервированного борта карьера.

Минимальная длина экскаваторного блока , м, определяется по формуле:

= = = 807 ( 74 )

где: а - число частей блока;

П_сут - суточная производительность экскаватора, м³/сут;

N - запас взорванной горной массы;

А - ширина заходки по массиву, м.

Действительная длина экскаваторного блока , м. определяется по формуле:

= = 647 ( 75 )

где: К - количество экскаваторов на погрузке, шт;

n - количество блоков на уступе.

9.4 Определение интенсивности горных работ

При разработке наклонных и крутопадающих месторождений фронт горных работ в карьера непрерывно перемещается к его положению как в плане, так и по глубине.

Скорость перемещение фронта горных работ характеризуется интенсивностью отработки месторождения. Интенсивность горных работ в значительной мере зависит от подготовки нового горизонта. Подготовка нижележащих горизонтов может быть начата только после производства определенного объема горных работ на вышележащем уступе.

Годовое продвижение объема фронта горных работ U, м/год, определяется по формуле:

U = = = 475 ( 76 )

где: - производственная мощность карьера по горной массе, т;

- длина фронта горных работ в карьере;

Н_у - высота уступа, м.

Объем работ по расширению горизонта , м³, определяется по формуле:

= Х Н_у = 106151943 = 3089370 ( 78 )

где: Х - интенсивность горных работ, м;

Н_у - высота уступа, м.

- длина фронта горных работ на уступе.

Объем горных работ по подготовке нового горизонта , м³, определяется по формуле:

=+ + = 480757+64352+3089370 = 3634479 ( 79 )

где:V_раз - объем работ по расширению горизонта, м³;

V_кап.тр - объем капитальной траншеи, м³;

V_раз.тр - объем разрезной траншеи, м³.

Время подготовки нового горизонта Т_гор, мес., определяется по формуле:

Т_гор = + Т_коп.тр + Т_раз.тр = + 0,27+2,06 = 14.8 ( 80 )

где: Т_кап - время проведения капитальной траншеи, мес;

Т_раз - время проведения, мес;

- месячная производительность экскаватора, м³/мес;

n - число экскаваторов на уступе, шт.

Годовая углубка карьера У, м, определяется по формуле:

У = = = 12 ( 81 )

10. КАРЬЕРНЫЙ ТРАНСПОРТ

Карьерный транспорт предназначен для перемещения горной массы от забоев до пунктов разгрузки. Он является связующим звеном в общем технологическом процессе. От четкой работы карьерного транспорта зависит эффективность разработки месторождения.

Трудоемкость процессов транспортирования весьма высока. Затраты на транспортирование и связанные с ним вспомогательные работы составляют 45-50% общих затрат на добычу полезного ископаемого.

Автомобильный транспорт принимают на карьерах малой и средней производственной мощности. Достоинства автотранспорта: гибкость, маневренность и взаимная независимость работы автосамосвалов, что упрощает схемы движения; подъем и уклон меньше по сравнению с железнодорожным транспортом, объемы капитальных траншей и горно-строительных работ меньше (на 40-50%), а следовательно меньшие затраты (на 20-25%) на строительство карьеров. Отсутствие рельсовых путей и контактной сети упрощают организацию работ, производительность экскаваторов возрастает на 20-25% по сравнению с их производительностью при железнодорожном транспорте. Увеличивается возможный темп углубления горных работ и скорость продвижения забоев.

Автотранспорт позволяет отрабатывать залежи сложной конфигурации с минимальными потерями полезного ископаемого.

На основании выше изложенного принят автосамосвал марки БелАЗ-7555А.

Таблица№8. Техническая характеристика автосамосвала марки БЕЛАЗ-7555А.

10.1 Расчеты по определению скорости движения автотранспорта

Техническая скорость автомобиля определяется на основании динамической характеристики автомобиля по методу установившихся скоростей, основывается на предположении что скорость движения автомобиля в пределах каждого профиля трасы постоянно. Выделяют 3 элемента профиля трасы автомобиля: движение под уклон, движение в подъем и движение на горизонтальном участке. Динамические факторы при движении автомобиля в подъем Д_под, Н/кН, определяется по формуле:

Д_под = щ + Я = 80 + 40 = 120 ( 82 )

где: щ - удельное сопротивление движения авто;

Я - уклон.

Динамические факторы при движении автомобиля на горизонтальном участке Д_гор, Н/кН, определяется по формуле:

Д_гор = щ + Я

Скорость движения под уклон ограничивается по правилам техники безопасности и составляет 40 км/ч.

Скорость движения в подъем составляет 12 км/ч.

Скорость движения на горизонтальном участке составляет 34 км/ч.

Средне техническая скорость движения груженого автомобиля , км/ч, определяется по формуле:

= = = 24 ( 83 )

где: - скорость движения авто в подъем, км/ч;

- длина подъема, км;

- скорость движения авто на горизонтальном участке, км/ч;

- длина горизонтального участка, км;

- длина откатки.

Длина подъема км, определяется по формуле:

= = = 2 ( 84 )

где: - глубина карьера 1-ой очереди, м;

- высота отвала 1-го яруса, м;

- уклон.

Средне техническая скорость движения порожнего автомобиля , км/ч, определяется по формуле:

= 0,75 = 550,75 = 40 ( 85 )

где: - максимально допустимая скорость автомобиля, км/ч.

10.2 Эксплуатационные расчеты автотранспорта

Время рейса автомобиля Т_р, мин, определяется по формуле:

Т_р = t_п + t_гр + t_{пор +} t_р + t_доп = 4,3+22+1,5+0,7 = 29 ( 86 )

где: t_п - время погрузки автосамосвала, мин;

t_гр, t_пор - время движения гружёного и порожнего автосамосвала, мин;

t_р - время разгрузки автосамосвала, мин;

t_доп - время, необходимое на манёвры при погрузке и разгрузке автосамосвала, мин.

Время погрузки автосамосвала t_п, мин, определяется по формуле:

t_п = = = 4,4 ( 87 )

где: q_a - грузоподъемность автосамосвала, т;

t_ц - продолжительность цикла экскаватора, мин;

Е_к - ёмкость ковша экскаватора, м³;

К_н - коэффициент наполнения ковша;

К_р - коэффициент разрыхления пород.

Время движения гружёного и порожнего автосамосвала t_гр, t_пор, мин, определяется по формуле:

t_гр + t_пор = ( + ) К_р.з =()1,1 = 22 ( 88 )

где: L - длина откаточного пути, км;

- скорость движения груженого и порожного автомобиля, км/ч;

К_р.з - коэффициент учитывающий разгон и замедление автомобиля.

Эксплуатационная производительность автомобиля , т/смену, определяется по формуле:

= q_a К_г К_и = 550,9 0,85 = 698.5 ( 89 )

где: q_a - грузоподъёмность автосамосвала, т;

- коэффициент использования грузоподьема;

Т_см - продолжительность смены, ч;

Т_р - время рейса,мин;

К_и - коэффициент использования автомобиля во времени.

Количество автомобилей в карьере,N_р шт, определяется по формуле:

N_р = = = 31 ( 90 )

где: - сменная производительность карьера по горной массе, м³/сут;

К_н - коэффициент неравномерности работы.

Инвентарное количество автомобилей N_инв, шт, определяется по формуле:

N_инв. = = = 35 ( 91 )

где: G - коэффициент технической готовности автомобиля.

10.3 Расчет пропускной способности автодорог

Величина безопасного интервала в грузовом направлении ,м, определяется по формуле:

= = + + 8,9 = 21.1 ( 92 )

где: - скорость движения груженого автомобиля, км/ч;

t - время реакции водителя, с;

- коэффициент инерции вращающихся масс;

- удельное сопротивление движения;

- уклон;

- коэффициент сцепления;

l_a - длина автосамосвала, м.

Величина безопасного интервала в порожнем направлении ,м, определяется по формуле:

= = + + 8,9 = 34.4 ( 93 )

Пропускную способность автомобильной полосы в грузовом направлении N^гр, авт/час, определяется по формуле:

N^гр = = = 1179,4 ( 94 )

где: - скорость движения груженого и порожнего автомобиля, км/ч;

К_н - коэффициент неравномерности движения.

Пропускную способность автомобильной полосы в порожнем направлении N^пор, авт/час, определяется по формуле:

N^пор = = = 1590 ( 95 )

Провозная способность автотранспорта М_а, т/сут, определяется по формуле:

М_а = 5524 = 719400 ( 96 )

где: N - пропускная способность;

F - коэффициент резерва пропускной способности авто дороги;

q_a - грузоподъемность автомобиля, т.

Провозная способность должна быть больше суточной производственной мощности по горной массе в карьере:

М_а > 719400 >32286 ( 97 )

10.4 Расчет расхода топлива и смазочных материалов в карьере

Расчетный расход топлива q_p, кг, на транспортирование за один рейс определяется по формуле:

q_р = 0,78 (( 1 + 2К_т) L + ) q_a = 0,78 (( 1+21,7)5,3 + ) 55 = 54 ( 98 )

где: k_т - коэффициент тары автомашины;

L - расстояние транспортирования, км;

щ - удельное сопротивление движению, Н/кН

- глубина карьера 1-ой очереди, м;

q_a - грузоподъемность автомобиля, т.

Коэффициент тары автомашины К_т, определяется по формуле:

К_т = = = 1,7 ( 99 )

где: m_а - масса авто,т;

q_a - грузоподъемность автомобиля, т.

Фактический расход топлива q_ф, кг, определяется по формуле:

q_ф = q_р К_з К_н К_м = 541,11,061,1 = 69.3 ( 100 )

где: К_з - коэффициент, учитывающий повышение расхода топлива в зимнее время;

К_н - коэффициент, учитывающий расход горючего на внутри гаражные нужды;

К_м - коэффициент, учитывающий расход топлива на маневры.

Сменный расход топлива в карьере, т/см, определяется по формуле:

= = = 35.5 ( 101 )

где: T_см - продолжительность смены, мин;

Т_р - время рейса автомобиля, мин;

N_раб - число рабочих автомашин, шт.

Сменный расход смазочных материалов , кг/см, определяется по формуле:

= К_с = 35.50,07 = 2,4 ( 102 )

где: К_с - коэффициент смазочных материалов.

11. ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ

Правильно выбранный способ отвалообразования и средства механизации отвальных работ должны обеспечивать:

- необходимую приемную способность при складирование пустых пород;

- безопасные условия работы людей и оборудования;

- низкую себестоимость работ и высокую производительность труда;

- простую и удобную организацию труда;

- удобное местоположение, не затрудняющее развитие горных работ.

При выборе способа отвалообразования необходимо учитывать топографические, горно-геологические условия, объемы вскрышных пород и их физико-механические свойства, организационно-технические, экономические и климатические факторы.

При автотранспорте вскрышных пород основным способом механизации отвалообразования являются бульдозеры.

Организация отвального хозяйства при автотранспорте значительно проще, чем при рельсовом, т.к. не требуется укладки рельсового пути и применения громоздких и тяжелых локомотивов и подвижного состава. При применение автосамосвалов устройство отвалов несложно их конфигурация в зависимости от рельефа местности и территории, отводимой под их размещение может меняться.

При периферийном отвалообразовании автосамосвалы разгружаются по периферии отвального фронта в непосредственной близости от верхней бровки отвального откоса или под откос.

На основании выше изложенного принят бульдозер марки ДЗ-141ХЛ.

Таблица№9. Техническая характеристика гусеничного бульдозера ДЗ-141ХЛ.

11.1 Расчет параметров бульдозерного отвала

Площадь отвала при двухъярусном отвале S_о, м², определяется по формуле:

S_о = = = 3538233 ( 103 )

где: W -объем пород подлежащий размещению в отвал, за срок его существования , м³;

- коэффициент разрыхления пород в отвале;

h_1я - высота первого яруса, м;

h_2я - высота второго яруса, м;

К_зав - коэффициент заваленности.

Количество автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение часа N_о, авт., определяется по формуле:

N_o = = ? 17 ( 104 )

где: - часовая производительность карьера по вскрыше, м³/см;

К_нер - коэффициент неравномерной работы карьера по вскрыше;

q_т - грузоподъемность автомобиля, т.

Число одновременно разгружающихся автосамосвалов N_о.р, шт. определяется по формуле:

N_о.р = N_о = 17 = 0,4 ? 1 ( 105 )

Длина фронта разгрузки L_р, м определяется по формуле:

L_р = N_о.р l_п = 130 = 30 ( 106 )

где: l_п - ширина полосы по фронту, занимаемой одним автосамосвалом при маневрировании, м.

Число разгрузочных участков, находящихся одновременно в работе _, шт., определяется по формуле:

N_у.р = = = 1 ( 107 )

где: - длина фронта одного участка, м.

Число участков находящихся в планировке , шт., определяется по формуле:

Число резервных участков , шт., определяется по формуле:

N_у.рез = N_у.р = 1 ( 108 )

Общее число участков N_у, шт., определяется по формуле:

( 109 )

Общая длина отвального фронта L_о, м, определяется по формуле:

L_о = N_у = 603=180 ( 110 )

Объем бульдозерных работ Q_б, м³/ч, определяется по формуле:

Q_б = K_н К_зав = 127890,90,4 = 4604 ( 111 )

где: - сменная производительность по вскрыши, м³/см;

К_н - коэффициент неравномерности работы,

К_зав - коэффициент заваленности.

Часовая производительность бульдозера , м³/смену, определяется по формуле:

= = 387 ( 112 )

где: V_пр - объём призмы волочения, м³;

К_пер - коэффициент перемещения;

К_исп - коэффициент использования;

Т_см - время цикла, сек;

К_р - коэффициент разрыхления пород.

Объем призмы волочения V_пр, м³, определяется по формуле:

V_пр = = = 9.6 ( 113 )

где: h - высота ножа, м;

l - длина ножа, м;

б - угол откоса развала призмы волочения.

Время цикла бульдозера Т_ц, с, определяется по формуле:

Т_ц = + + t_доп = + + 5 = 34 ( 114 )

где: l_пер - расстояние перемещения породы, м;

U_пер - скорость перемещения, м/с;

l_обр.х - расстояние обратного хода, м;

U_обр.х - скорость обратным ходом м/с;

t_доп - дополнительное время, с.

Сменная производительность бульдозера , м³/см, определяется по формуле:

= Т_см = 38712 = 4644 ( 115 )

Количество бульдозеров на отвале Q_б, шт., определяется по формуле:

N_б = = = 1 ( 116 )

11.2 Организация отвальных работ. Отвалообразование при

автомобильном транспорте

Для отвалообразования при автомобильном транспорте в настоящее время используются мощные бульдозеры. При использовании автосамосвалов особо большой грузоподъемности (более 110 т) целесообразно применение драглайнов.

Бульдозерное отвалообразование при автомобильном транспорте заключается в разгрузке автосамосвала, планировки поверхности отвала и устройства главной и временной дорог.

Автосамосвалы разворачиваются на временной автодороге и задним ходом подъезжают к месту разгрузки. Разгрузка автосамосвалов небольшой грузоподъемности (до 40 т) производится на расстоянии 1 - 2,5 м от верхней бровки отвала. При этом часть выгружаемой породы скатывается непосредственно под откос.

Планировка поверхности производится бульдозерами, которые сдвигают под откос выгружаемую на ней породу. Как правило бровка откоса укреплена предохранительным валом.

При бульдозерном отвалообразовании высота отвального уступа (яруса) зависит от устойчивости пород и обычно составляет 15 - 30 м.

На отвалах применяются обычно две схемы работ: 1) разгрузка автомашин и планировка отвальной бровки совмещаются на одном участке; 2) разгрузка автосамосвалов и планировка отвальной бровки производятся на различных участках. Вторая форма удобней.

Общая длина фронта работ отвального участка, включая длину разгрузочной, планируемой и резервной площадок, которые колеблются от 100 до 500 м и зависит от числа одновременно работающих автосамосвалов.

Ночью отвал освещается прожекторами или лампами. Разгрузочная площадка выполняется с уклоном внутрь отвала в три градуса.

Основными параметрами, характеризующими отвальные работы при транспортировании пород автомобилями, являются: длина фронта отвального участка и всего отвала, число участков. Высота отвала, шаг переноски отвальной автодороги, приемная и пропускная способность отвала, продолжительность загрузки и подготовки отвального участка, объем бульдозерных работ и необходимое число бульдозеров и при заданном объеме работ.

Отвал обычно состоит из трех участков равной длины по фронту разгрузки. Один рабочий, другой резервный и на третьем ведутся планировочные работы.

Заполнение отвала осуществляется периферийным пли площадным способом. В первом случае автосамосвалы разгружаются по фронту работ прямо под откос (при устойчивых отвалах) или на расстоянии 3--5 м от откоса (рис. 5.8). Затем порода бульдозерами перемещается под откос. Бульдозерный отвал в этом случае развивается в плане. При площадном способе автосамосвалы разгружаются по всей площади отвала. Поверхность отвала планируется бульдозерами, а затем укатывается катками. После этого отсыпается следующий слой и т. д. Бульдозерный отвал в этом случае развивается по вертикали. Более экономичным является периферийный способ, при котором меньше планировочных и дорожных работ. Площадный способ используется редко (в основном при складировании малоустойчивых мягких пород).

При периферийном способе для безопасности у верхней бровки уступа отвала устанавливаются деревянные или металлические упоры для задних колес автосамосвалов (иногда вместо упоров насыпают вал породы высотой 0,5--0,8 м и шириной 2--2,5 м) Кроме того, поверхность бульдозерного отвала должна иметь уклон 4--5° в сторону центра отвала.

Высота бульдозерных отвалов на равнинной местности изменяется в широких пределах и ограничивается в основном физико- техническими характеристиками пород. Для скальных пород она составляет ЗО--35 м, для песчаных 15--20 м, для глинистых 10--15 м.

В условиях нагорных карьеров высота бульдозерных отвалов достигает 150 м и более. При такой высоте отвала разрабатываются специальные мероприятия, обеспечивающие безопасные условия работы обслуживающего персонала и оборудования. Бульдозерный отвал обычно состоит из трех участков равной длины по фронту разгрузки (рис. 5.9). На первом участке ведется разгрузка, на втором -- планировочные работы, третий участок-- резервный. По мере развития горных работ назначение участков меняется.

11.3 Рекультивация поверхности отвала

В соответствии с основами земельного законодательства России, горные предприятия, ведущие разработку месторождения полезного ископаемого открытым способом, а также проводящие другие работы, вызывающие нарушение почвенного покрова, обязаны осуществить рекультивацию нарушенных земель. В проекте принимается буро-техническая рекультивация, которая начинается со снятия плодородного слоя, на всех площадях отведенных под производственные объекты предприятия.

В период эксплуатации карьера при производстве вскрышных работ, плодородный слой срезается бульдозером поперек вскрышного уступа и сталкивается на рабочую площадку. Для снятия плодородного слоя принимается бульдозер марки ДЗ-141ХЛ. Бульдозер срезает плодородный слой мощностью 1 м. за 5-7 проходов. В целях безопасности работы бульдозера в районе призмы обрушения, он снабжен навесной установкой типа ОСГ, позволяющим исключить пребывание бульдозера в районе призме обрушения. Погрузка плодородного слоя производится основным технологическим оборудованием - экскаватором ЭКГ-10.

Для перевозки плодородного слоя на промежуточный склад или рекультивируемый участок на отвале, используется основной технологический транспорт - БелАЗ 7555A, с расстоянием до рекультивируемого участка 4,7 км, до промежуточного склада 2,7 км.

Таблица№10. Техническая характеристика гусеничного бульдозера ДЗ-141ХЛ.

Расстояние перемещаемого бульдозером плодородного слоя при его снятия L_пер, м, определяется по формуле:

L_пер = А + 2l_б =17+2 10 = 37 ( 117 )

где: А - ширина заходки по массиву, м;

l_б - длина бульдозера, м.

Площадь по снятию плодородного слоя S, га, определяется по формуле:

S = = 475 1116 = 530100 ( 118 )

- годовая скорость продвижение фронта горных работ, м/год.;

- длина карьера первой очереди, м.

Годовой объем бульдозерных работ по снятию плодородного слоя Q, м³/год, определяется по формуле:

Q = S m = 530100 1 = 357639 ( 119 )

где: m - мощность плодородного слоя, м.

Годовая производительность бульдозера по снятию плодородного слоя , м³/год., определяется по формуле:

= n = 3871200 = 619200 ( 120 )

где: - сменная производительность бульдозера, м³/см;

n - число смен в сутки;

N_р - число рабочих дней бульдозера на снятие плодородного слоя.

Часовая производительность бульдозера , м³/смену, определяется по формуле:

= = 387 ( 121 )

где:V_пр - объём призмы волочения, м³;

К_пер - коэффициент перемещения;

К_исп - коэффициент использования;

Т_см - время цикла, сек;

К_р - коэффициент разрыхления пород.

Объем призмы волочения V_пр, м³, определяется по формуле:

V_пр = = = 9.6 ( 122 )

где: h - высота ножа, м;

l - длина ножа, м;

б - угол откоса развала призмы волочения.

Время цикла бульдозера Т_ц, с, определяется по формуле:

Т_ц = + + t_доп = + + 5 = 34 ( 123 )

где: l_пер - расстояние перемещения породы, м;

U_пер - скорость перемещения, м/с;

l_обр.х - расстояние обратного хода, м;

U_обр.х - скорость обратным ходом м/с;

t_доп - дополнительное время, с.

Сменная производительность бульдозера , м³/см, определяется по формуле:

= Т_см = 3878 = 3096 ( 124 )

Количество бульдозеров на снятие плодородного слоя N_б, шт., определяется по формуле:

N_б = = = 1 ( 125 )

12.ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ КАРЬЕРА

Электроснабжение карьеров имеет ряд особенностей, обусловленных технологией ведения горных работ и специфическими условиями эксплуатации электрооборудования и электрических сетей. К ним относятся: работа на открытом воздухе, значительная площадь, большая глубина и уступная форма разработок, рассредоточенность оборудования по всей ширине и глубине разработок, систематическое перемещение фронта горных работ, широкое применение мощных электрифицированных горных машин, сезонность нагрузки, связанная с системой отработки уступов способом гидромеханизации.

Электрооборудование и сети на карьерах круглый год работаю на открытом воздухе, и подвергаются воздействию атмосферных осадков, резких колебаний температуры окружающей среды, запыленности, воздействие содержащихся в воздухе паров химических реагентов.

Рассредоточение горных машин и механизмов по всему фронту горных работ усложняет систему распределительных и снабдительных сетей. Для подвода электроэнергии к экскаваторам и другим горным машинам сооружают разветвленные воздушные и кабельные линии, подстанции и переключательные пункты.

Трассы воздушных и кабельных линий могут проходить в продольном и поперечном направлениях отрабатываемых уступов. Размещение линий на уступах усложняет их эксплуатацию.

Передвижные подстанции и переключательные пункты, а также электрооборудование экскаваторов и других горных машин должны надежно работать в условиях тряски, толчков и вибрации, обладать повышенной прочностью. Переключательные пункты предназначены для подключения экскаваторов к высоковольтной линии - 6 кВ.

Для питания буровых станков и светильников в карьере используют передвижные подстанции напряжением 6/0,4 кВ. Передвижные подстанции изготовляют открытыми и закрытыми с воздушным и кабельным вводами.

Для перемещения по территории карьера их монтируют на металлических полозьях.

В карьере и на отвале на временных и постоянных воздушных линиях применяют деревянные опоры с железобетонными или металлическими основаниями.

12.1 Освещение карьера

При правильно организованном электрическом освещении возрастает производительность труда и повышается качество выполняемых работ; улучшаются условия труда за счет уменьшения зрительной и общей утомляемости; сокращаются аварии и травматизм, повышается безопасность передвижения людей и всех видов транспорта по территории карьере.

Согласно правилам технической эксплуатации, при работе в ночное время на территории карьера должны быть освещены места работы машин и механизмов, электрических подстанции и распределительные пункты, железнодорожные пункты и станции. Лестничные спуски и пути хождения людей, отвалы и вся территория в районе ведения горных работ. На поверхности карьера электрическое освещение должно быть на всех помещениях цехов, служб и других объектов.

В данном проекте, для обеспечения безопасности работ при разработке месторождения, в ночное время норма освещенности для карьера принята 1люкс.

12.2 Расчет освещения карьера

Суммарный световой поток для освещения карьера ?Ф, лм, определяется по формуле:

?Ф = Е_н S К_з К_п = 11890504 1,3 1,3 = 3194951 ( 126 )

где: Е_н - норма освещенности, лм;

S - площадь карьера первой очереди, м²;

K_з- коэффициент запаса, учитывающий потери света от загрязнения отражателя и защитного стекла и лампы;

K_п - коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигураций освещенной площади;

Для освещения карьера приняты светильники ОУКсН с лампами дугоксеноновыми типа ДКсТ-20000, мощностью 20кВт, напряжением 380В.

Площадь карьера 1-ой очереди S, м², определяется по формуле:

S = L = 1116 = 1890504 ( 127 )

где: L - длина карьера 1-ой очереди, м;

Н_1,2 - ширина карьера по разрезам, м.

Количество светильников марки ДКсТ-20000 N_св, шт., определяется по формуле:

N_св = = = 3 ( 128 )

где: Ф_л - световой поток лампы, лм;

з_св - КПД светильника.

Зона освещенности по глубине Н, м, определяется по формуле:

Н = 0,15 = 0,15 = 125 ( 129 )

Расстояние между светильниками А, м, определяется по формуле:

А = (3?4) Н = 3125 = 375 ( 130 )

12.3 Расчет линии электропередач карьерных электросетей

Для энергоснабжения электроприемников карьера сооружаются стационарные и временные воздушные линии электропередач, напряжением 6 кВт. Расстояние между стационарными и временными опорами не превышает 50 м. Для воздушной линии в карьере принимается провод марки АС - 70.

По условиям механической прочности на высоковольтных линиях в карьере и на отвале. Максимальное сечение провода должно быть не менее 25 мм².

Расчетный ток нагрузки на максимально загруженной ЛЭП , А, определяется по формуле:

= n_экс К_спр + n_бур К_спр = 1602 0,6+38,5 1 0,6 = 215 ( 131 )

где: - расчетный ток экскаватора, А;

n_экс - количество экскаваторов на фидере;

К_спр - коэффициент спроса экскаватора;

- расчетный ток бурового станка, А;

n_бур - количество буровых станков на фидере;

К_спр - коэффициент спроса бурового станка.

Расчетный ток экскаватора , А, определяется по формуле:

= = = 160.6 ( 132 )

где: P_дв - мощность сетевого двигателя, кВт;

U - напряжение, В;

cosц - коэффициент мощности;

з_дв - КПД двигателя.

Расчетный ток бурового станка , А, определяется по формуле:

= = = 38,5 ( 133 )

где: S - мощность подстанции, кВ•А.

Согласно длительно-допустимого тока нагрузки на воздушных линиях в карьере и на отвале принят провод марки АС-70, токовой нагрузкой 256А.

12.4 Расчет высоковольтной линий выполненных гибким кабелем

Расчетный ток проходящий по кабелю экскаватора , А, определяется по формуле:

где: P_дв - мощность сетевого двигателя, кВт;

U - напряжение, В;

cosц - коэффициент мощности;

з_дв - КПД двигателя.

На основании расчетного тока нагрузки для экскаватора ЭКГ-8И принимаем кабель марки КГЭ 3?25+1?10.

Проверка кабеля по потере напряжения (не должна превышать 5%) ?U, %, определяется по формуле:

?U = = = 0,31 ( 134 )

где - расчетный ток экскаватора, А;

L - длина кабеля, м;

г - удельная проводимость жил кабеля, м/Ом•мм²;

F - сечение одной жилы кабеля, мм²;

U - напряжение экскаватора, В.

Расчетный ток проходящий по кабелю бурового станка , А, определяется по формуле:

= = = 759 ( 135 )

где: - установленная мощность двигателя станка, кВт;

- коэффициент загрузки.

На основании расчетного тока принимаем 2 кабель марки

КГ - 3х95 + 1х35 + 1х10.

Проверка кабеля по потере напряжения ?U, %, определяется по формуле:

?U = = = 4 ( 136 )

13. ВОДООТЛИВ

Подземный способ осушения месторождения со сложными гидрогеологическими условиями, при наличии водоносных горизонтов значительной мощности в кровли и почве пласта полезного ископаемого залегающих на больших глубинах.

Достоинством подземного способа является:

- возможность осушения слабопроницаемых пород (0,5 - 0,3 м/сут.);

- упрощение организации шахтного водоотлива;

-относительно низкая стоимость эксплуатации подземно-дренажной системой;

Дренажными устройствами обычно служат: забивные фильтры; вакуумные фильтры; сквозные фильтры; водопонижающие колодцы и разгрузочные скважины для проведения подземного осушения закладываются 1,2 и более дренажных стволов с околоствольными выработками.

Дренажные стволы и подземные водосборники закладываются по подвижному борту карьера с расчетом погашения в конце отработки карьера или на продолжительный срок более 5 лет.

Количество дренажных шахт расположенные и протяжность штреков зависит от: конфигурации карьерного поля; условий залегания водоносных горизонтов; направления движения подземных вод; водопроницаемости полезного ископаемого и водовмещающих пород требуемые величин понижения уровня и времени отведенное на осушение.

13.1 Ограждение карьера от поводковых и ливневых вод

Для отвода поверхностных вод, стекающих к карьеру с более возвышенных мест водоносной площади в период весеннего снеготаяния и после ливней, проводят нагорные канавы. Сечение канав рассчитывается по максимальному притоку и допустимой скорости течения воды в них. Максимальный приток воды в нагорную канаву наблюдается в период весеннего снеготаяния (от талых вод) или при стоке ливневых вод.

Нагорные канавы проектируются с таким расчетом, чтобы они ограждали часть или все карьерное поле от поверхностных вод в течение всего периода их эксплуатации. А также производится осушение карьерного поля при наличии на нем заболоченных участков, болот и небольших озер. Осушение заключающейся в устройстве на пониженных участках осушительной канавы или системы канав, отводящих поверхностные воды за пределы поля карьера. карьер асбест добыча руда

13.2 Расчет водоотливной установки

Исходные данные:

· Нормальный часовой приток 256м³/ч;

· Вода нейтральная;

· Водоотливная установка расположена на горизонте 48.

Требуемая расчетная подача насоса согласно правилам безопасности Q_р, м³/час, определяется по формуле:

Q_р = = = 307,2 ( 137 )

где: - нормальный часовой приток.

Геометрический напор Н_г, м, определяется по формуле:

Н_г = Н_уст + Н_вс + Н_тр.уст = 182+3+5 = 190 ( 138 )

где: Н_уст - глубина установки насосов, м;

Н_вс - высота всасывания, м;

Н_тр.уст -высота положения труб у устья шахты, м.

Глубина установки насосов Н_уст, м, определяется по формуле:

Н_уст = - = 230 - 48 = 182 ( 139 )

где: - абсолютная высотная отметка, м;

- горизонт расположения водоотливной установки.

Ориентировочный напор насоса Н_ор, м, определяется по формуле:

Н_ор = 1,1 Н_г = 1,1 190 = 209 ( 140 )

Заданным условиям удовлетворяют насосы ЦНС - 105 - 49 ? 490.

Предусматриваем водоотливную установку из 6 насосов марки ЦНС-105, из которых 3 в работе, 2 в ремонте и 1 в резерве с оптимальной подачи одного насоса 105 м³/час, при напоре на одно колесо 49 м³/час.

Необходимое число последовательно соединенных рабочих колес насоса Z_к.р., шт, определяется по формуле:

Z_к.р = = = 4,3 ? 5 ( 141 )

где: Н_к - напор от одного колеса, м?/ч.

Внутренний диаметр напорного трубопровода d_опт, м, определяется по формуле:

( 141 )

где: К - коэффициент зависящий от числа напорных трубопроводов.

Принимаем трубы стальные, бесшовные, горячедеформированные с наружным диаметром 219 мм, c толщиной стенки 10 мм.

14. ОХРАНА ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ

При разработке месторождений полезных ископаемых происходит загрязнение атмосферы вредными отходами в зависимости от способов разработки и геологической породы, вмещающих месторождение формацией, с учетом специфики самого горного производства. При этом природные или естественные факторы определяют в основном газовую загрязненность, а производственные факторы - как газовую, так и пылеаэрозольную загрязненность.

При разработке месторождений полезных ископаемых в атмосферу выделяются такие газы, как окись углерода, окислы азота, сернистый газ, сероводород.

В качестве естественных факторов поступления в атмосферу карьера вредных газов и веществ являются вмещающие горные породы и полезные ископаемые.

Производственным фактором принято считать загрязнение воздуха в связи с производством горных работ. Оно вызывается в основном применением взрывчатых веществ для отбойки горной массы.

Значительное загрязнение атмосферы пылью происходит в карьерах. Это обусловлено ведением буровзрывных работ. На степень загазованности карьеров и окружающей среды влияют такие факторы, как климатические условия, размеры карьера, время года и другие.

Много газа поступает в атмосферу при использовании на карьерах транспортных средств с двигателями внутреннего сгорания. Состав и количество выделяющихся газов зависит от состава топлива, конструкции и режимов работы двигателя, его техническим состоянием, условий эксплуатации и других причин.

Интенсивным источником загрязнения атмосферы в карьере пылью являются карьерные автомобильные дороги.

15. ОСНОВНЫЕ ПОКАЗАТЕЛИ ПРОЕКТА

Список литературы.

1. Борисов С.С. Горное дело: Учебник для техникумов. - М.: Недра, 1988.-320С.

2. Друкованный М.Ф., Ильин В.И., Ефремов Э.И. Буровзрывные работы на карьерах: Учебное пособие. - М.: Недра, 1978.-390С.

3.Мельников Н.В. Краткий справочник по открытым горным работам. Недра, 1974,

4. Научно-технический прогресс в асбестовой промышленности СССР/Мин-во про-сти строит. материалов СССР, Всесоюз. гост. Науч.-ислед. и проектный институт асбестовой промышленности; Под ред. Б. А. Сонина. - М.: Недра, 1988- 300С.

5. Хохряков В.С. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых: Учебное пособие. - М.: Недра, 1982.- 279С.

6. Хохряков В.С. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых: Учебное пособие. - М.: Недра, 1991.- 336С.