Разработка открытого месторождения угля на участке №7 разреза "Восточный" Экибастузского каменноугольного бассейна

Работа из раздела: «Производство и технологии»

/

Содержание

Введение

1. Общие сведения

1.1 Географическое и административное положение района

1.2 Горно-геологическая характеристика месторождения

1.3 Инженерно-геологическая характеристика карьерного поля

2. Исходные положения для составления проекта

3. Обоснование главных параметров карьера

4. Вскрытие месторождения и строительство разреза

4.1 Задачи вскрытия

4.2 Определение объёмов и основных параметров траншей

5. Система разработки

5.1 Определение параметров элементов системы разработки на добычных работах

5.2 Определение параметров элементов системы разработки на вскрышных работах

5.3 Подготовка новых горизонтов

6. Подготовка горных пород к выемке и погрузке

6.1 Выбор бурового оборудования

6.1.1 Производительность буровых станков

6.1.2 Расчет буровзрывных работ на вскрышном комплексе

6.1.3 Расчет буровзрывных работ на добычном комплексе

6.2 Механизация взрывных работ

6.3 Техника безопасности

7. Выемочно-погрузочные работы

7.1 Обоснование выбора оборудования для вскрышных работ

7.2 Обоснование выбора оборудования для добычных работ

8. Карьерный транспорт

8.1 Транспорт на вскрышном участке

8.2 Транспорт на добычном участке

9. Отвалообразование

9.1 Рекультивация земель нарушенных горными работами

10. Осушение и водоотлив

10.1 Определение притоков грунтовых, поверхностных и атмосферных вод в карьере

11. Охрана окружающей среды

12. Ремонт горного и транспортного оборудования

13. Электроснабжение карьера

14. Автоматизация производственных процессов

14.1 Автоматизация горно-транспортных комплексов

14.2 Автоматизация одноковшовых экскаваторов

14.3 Автоматизация роторных экскаваторов

14.4 Автоматизация ленточных конвейеров

15. Аэрология карьера

16. Охрана труда и техника безопасности

16.1 Техника безопасности

16.2 Производственная санитария

16.3 Пожарная безопасность

17. Генеральный план

17.1 Основные промышленные площадки

18. Управление горным предприятием

19. Экономическая часть

19.1 Режим работы

19.2 Капитальные затраты на строительство карьера

19.3 Расчет себестоимости добычи угля

19.4 Технико- экономические показатели проектируемого разреза

20. Путь и путевое хозяйство на отркрытых горных работах

20.1 Особенности содержания передвижных путей

20.2 Срок службы деревянных шпал

20.3 Ремонт шпал и брусьев в специализированных пунктах

20.4 Контроль состояния пути

20.5 Планирование работ по содержанию железнодорожных путей

20.6 Производственная база путевой машинной станции

20.7 Экономическое обоснование проекта

Заключение

Список использованных источников

1. Общие сведения

1.1 Географическое и административное положение района

Экибастузский каменноугольный бассейн расположен в Павлодарской области Республики Казахстан в 130 километрах от областного центра г. Павлодара. В непосредственной близости от бассейна в северо-западном направлении расположен г. Экибастуз. Бассейн пересекает железнодорожная магистраль, связывающая его с городами Павлодар и Астана. В непосредственной близости от бассейна проходят автострада Караганда - Павлодар и канал Иртыш - Караганда, который является основным источником питьевого и технического водоснабжения района. Снабжение электроэнергией осуществляется от Аксукской и Экибастузских ГРЭС.

Район находится в области сухих степей с равнинным рельефом. Отметки рельефа в южной части бассейна составляют 200-235 м и постепенно уменьшаются к северу до 170-195 м.

Климат района резко континентальный с суровой зимой и жарким летом, с частыми засухами и суховеями, характерными для антициклонного режима погоды. Резкая континентальность климата выражается в больших годовых и суточных колебаниях температуры воздуха, высоких летних и низких зимних температурах воздуха. Средняя температура самого жаркого месяца июля и самого холодного января составляет соответственно плюс 21,5° и минус 18,5° при максимуме плюс 40° и минимуме минус 43°. Устойчивый снежный покров образуется в конце октября начале ноября и держится примерно 150 дней до начала апреля. Глубина промерзания почвы 2,5-3,0 м. Среднее годовое количество осадков составляет 220 мм. Преобладающими являются ветры юго-западного и западного направления, среднегодовая скорость ветра 4,2 м/с, максимальная скорость 20-25 м/с. Растительность района скудная. Она представлена преимущественно разреженным травостоем с преобладанием ковыльно-типчаковых форм.

1.2 Горно-геологическая характеристика месторождения

В тектоническом отношении Экибастузский каменноугольный бассейн представляет собой асимметричную мульду, вытянутую с северо-запада на юго-восток на 24 км при максимальной ширине 8,5 км. Общая площадь мульды 155 кв. км. Угленосная часть мульды имеет размеры соответственно 12 и 6 км. С северо-востока мульда ограничена крупным сбросом с амплитудой более 400 м. Северо-западная (поле 1) и юго-восточная (поля 5, 6, 7, 8) части мульды имеют спокойное залегание пластов, северо-восточная (поля 4, 11, 12) и юго-западная (поля 2, 3, 9, 10) части - крутые, с углами падения слоев свыше 65є.

На последних полях тектонические напряжения нашли свое выражение и в многочисленных разрывных нарушениях, частота которых возрастает от пласта 1 к пласту 4. С глубиной по направлению к оси мульды пласты выполаживаются почти до горизонтального положения. Максимальная глубина погружения кровли пласта 1 не превышает 550 м, нижнего пласта 4 - 760 м от поверхности.

Основными промышленными пластами бассейна являются пласты 1, 2 и 3, разделенные междупластовыми породами мощностью 0,3-13 м. Пласт 4 имеет небольшую мощность (в среднем 18,5 м) общую среднюю зольность 48,9% и отделяется от пласта 3 породным комплексом мощностью до 110 м.

Пласт 1 является самым верхним рабочим пластом карагандинской свиты. Его средняя подсчетная и рабочая мощности составляют соответственно 18,5 и 20,5 м. Строение пласта сложное. Он состоит из 30-50 угольных пачек мощностью 0,1-1,0 м, разделенных преимущественно светлыми породными прослоями мощностью от 1 до 5 см. Средняя зольность пласта составляет 36,2%.

Пласт 2 отделяется от пласта 1 породным слоем мощностью 4-8 м. Средняя подсчетная и рабочая мощности его составляют соответственно 31,8 и 38,5 м. Строение пласта сложное. Характерно частое переслаивание угольных пачек мощностью 0,2-2,0 м со светлыми породными прослоями каолинитового состава (1-5 см). Средняя зольность пласта составляет 36,3%.

Пласт 3 является самым мощным из рабочих пластов. Его средняя подсчетная и рабочая мощности составляют соответственно 69,6 и 89,7 м. Пласт имеет очень сложное строение. Он включает большое количество (140 - 160) светлых прослоев песчано-глинистых (каолинитовых) пород мощностью 1-5 см, реже 5-10 см. Мощность угольных пачек составляет от 0,1 до 1,5м. Породы внутренней вскрыши, в состав которых входят углистые и слабоуглистые аргиллиты и некондиционные по мощности или зольности угли, характеризуются сложным и частым переслаиванием. Мощности их от 0,5 до 10,0 м и более. На долю пород, заключенных в рабочей части пласта, в среднем по бассейну приходится 40% его мощности. Нижняя часть пласта 3 состоит из углистых пород, включающих невыдержанные в разрезе угольные пачки, представленные преимущественно некондиционными по мощности и зольности углями. Поэтому она по кондициям отнесена к нерабочей. Мощность ее колеблется в пределах 8-40 м, возрастая с северо-запада на юго-восток. Средняя зольность пласта составляет 45,3%.

Коэффициент крепости угля и углистых пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова составляет ѓ = 1,5 - 3, разделяющих породные прослои ѓ = 2 - 8 и в отдельных случаях 11.

Вмещающие породы бассейна представлены со стороны кровли пласта 1 аргиллитами, алевролитами и песчаниками, а со стороны почвы пласта 3 - углистыми породами, алевролитами и песчаниками.

Физико-механические свойства пород изменяются в широких пределах в зависимости от глубины залегания и литологических разностей. Прочность вскрышных пород возрастает на глубине 50-70 м. Максимального значения прочность песчаников и алевролитов достигает на глубине 200-250 м, аргиллитов - на глубине 100-150 м. Основными составляющими породу являются глинистый и углистый материалы, сидерит, кальцит, пирит. Прослои карбонатного состава характеризуются незначительными окисями кремния (4-25%) и глинозема (4-11%). Вмещающие породы характеризуются средней крепостью ѓ = 4-8 и при разработке требуют применения буровзрывных работ.

Угли Экибастузского бассейна каменные, гумусовые, представленные блестящими (1-7%), полублестящими (20-39%), полуматовыми (43-45%) и матовыми (10-25%) их разностями. Плотность угля составляет 1,5 т/мі.

Угли почти всех пластов являются сильно минерализованными. Минерализация углей увеличивается с глубиной, достигая максимума в углях пластов ашлярикской свиты и нижней части карагандинской свиты.

По степени метаморфизма угли относятся к газовым, жирным и коксовым.

Угли поля №7 существенно различаются как по плотности, так и по зольности. Углистые породы с зольностью более 50% располагаются в интервале значений плотностью 1,65-2,2 т/ мі. Последнее объясняется большим и меньшим обогащением углистым веществом; что в свою очередь дает значительные колебания в выходе золы (50-75%). Среднее значение плотности для этих пород (1,89 т/мі) соответствует зольности 60,6%.

Содержание аналитической влаги углей в большинстве случаев колеблется от 0,6 до 3%. Содержание рабочей влаги изменяется в пределах 3,5-7,5%. Среднее значение рабочей влаги уменьшается с глубиной, что указывает на возрастающую плотность углей.

Угли месторождения малосернистые, содержание серы 0,5-0,6%.

Теплота сгорания рядового угля изменяется в среднем от 3380 до 4540 ккал/кг.

Угли пластов 1, 2 и 3 весьма труднообогатимы, что обусловлено тонким прорастанием самого вещества угля минеральными примесями.

Зона газового выветривания достигает глубины 200 м. Глубже нижней границы в интервале первых 100 м происходит наиболее интенсивное нарастание газоносности от 8-10 мі на 1 т горючей массы угля. В интервале последующих 200 м она увеличивается не более чем на 2-5 мі/т. г. м, а на участках максимального погружения пластов газоносность составит не более 20 мі/т. г. м. Основными компонентами газов являются метан и азот.

1.2 Инженерно-геологическая характеристика карьерного поля

Основным элементом временной гидрогеографической сети являются короткие слабо выраженные лога, впадающие в озера или замкнутые впадины. Среднегодовой модуль стока степных речек очень низкий - 0,5 л/сек с 1 км² площади бассейна. В весеннее половодье он увеличивается в 15-20 раз, поэтому весенний сток составляет 80-90% объема годового стока.

Основными водосодержащими породами являются угли и углистые аргиллиты. Алевролиты и аргиллиты обводнены значительно слабее. Среди водосодержащих пород, слагающих крылья мульды, наиболее водообильными являются кремнистые известняки. Основную роль в обводнении угольных разрезов играют подземные воды угольных пластов и вмещающих их пород. Заключенные в них подземные воды образуют множество водоносных микрогоризонтов, характеризующихся неравномерной водоносностью и затрудненной гидравлической взаимосвязью. До глубины 50-60 м породы продуктивной и надугольной толщ обладают повышенной обводненностью и образуют единый водоносный горизонт. Связано это с наличием множества водоносных микрогоризонтов и неравномерным воздействием дренирующего влияния специальных дренажных выработок. Наиболее водоносными в пределах разреза “Восточный” являются углистые породы карагандинской и ашляринской свит.

Расчет прогнозных водопритоков выполненный институтом «Центр-Гипро-шахт». За мощность водоносного горизонта принята вся толща водовмещающих пород, равная с учетом отработки уровня 55 м для горизонтов +120, +155, +20 м.

Коэффициент фильтрации для горизонта +120 м в среднем составляет 0,4 м/сут, горизонта +20-0,24 м/сут. Водоотдача вмещающих пород принимается равной 0,03 (до горизонта +120 м) и 0,012 (до горизонта +20 м). Атмосферные осадки, приняты на основании многолетних наблюдений и составляют в среднем 236 мм в год. Максимальные суточные ливневые осадки составляют 69,5 мм. Среднее многолетнее максимальное суточное количество осадков равно 28,5 мм.

Коэффициент пезопроводности в среднем составил 44000 мІ/сут.

Коэффициент поверхностного стока б1 для площади, занятой бортами и дном разреза в песчаных и углистых породах принимается равным 0,6. Для площади заключенной между бортами разреза и нагорными канавами б2 =50% от общего коэффициента стока и равняется 0,15.

Ожидаемый максимальный водоприток в границах поля №7 с учетом дождевых вод, на горизонте +120 составит 180 мі/ч, на горизонте +20-315 мі/ч.

2. Исходные положения для составления проекта

Поле участка №7 характеризуется пологим залеганием пластов. На транспортировании пород внешней вскрыши принимаю железнодорожный транспорт. Породы внешней вскрыши складируются во внешние отвалы. На транспортировании угля до усреднительного склада конвейерный транспорт.

В связи с необходимостью интенсивного развития добычных работ и необходимостью селективной выемки угля, с частичным усреднением в забое, считаю рациональным применение роторных экскаваторов. На добычных работах проектом приняты роторные экскаваторы SRs(K)-2000, забойные перегружатели BRs(K)-2000.65 и межуступный перегружатель ARs(k)-5500.95, с погрузкой угля на конвейерный транспорт. Далее по системе забойных, соединительных, подъемных и магистральных конвейеров уголь попадает на технический комплекс по усреднению угля.

Добычные работы ведутся с предварительным ослаблением массива угля с помощью буровзрывных работ. Для бурения по углю приняты станки СБР-160Б. 32 по породе 2 СБШ - 200 Н, зарядный агрегат МЗ-4 и забоечный агрегат С-2.

Для передвижки конвейерных ставов принят турнодозер на базе трактора ДЭТ-250. Для зачистки конвейеров - подборщик просыпей ПП-Д 443А.

Для вспомогательных работ по добыче, вскрыше и на отвале бульдозеры Т-330 и ДЭТ-250.

На вскрышных работах применяются экскаваторы ЭКГ-12ус и ЭКГ-6,3У с погрузкой горной массы в железнодорожные составы (думпкары 2ВС-105 и тяговые агрегаты ОПЭ-1). В связи с большими объемами горной массы вывозимых в отвал, принят экскаваторный двухярусный отвал. На отвальных работах приняты экскаваторы ЭКГ-12,5(16) и ЭШ-13/50.

Первый ярус отсыпают карьерные экскаваторы ЭКГ, 2-й ярус отсыпает драглайн ЭШ-13/50. Складируется порода на внешнем породном отвале.

Режим работы разреза принят круглогодичный 365 дней, на основных процессах связанных с добычей, вскрышей, транспортировкой горной массы, усреднении, отгрузке, принято 3 рабочих смены в сутки по 8 часов, для остальных работников, а так же служащих принят 8 часовой рабочий день, 21 выход в месяц.

3. Обоснование главных параметров карьера

Горно-геометрический анализ карьерного поля заключается в вычерчивании ряда положений работ через определенные интервалы (кратные годовому понижению уровню горных работ) его подвигания, определении для каждого положения фронта объема вскрышных и добычных работ и построений графиков режима горных работ.

При вытянутых карьерных полях для вскрытия и подготовки очередного по глубине горизонта необходимо на вышележащем горизонте выполнить определенный объем горных работ V_р.т. и V_о по проведению наклонной и нарезной траншеи и расширению ее для образования рабочей площадки Ш _р.п..

Таким образом для каждого этапа и для всего срока существования карьера, а также для различных вариантов вскрытия и системы разработки могут быть без значительных затрат труда получены конкретные планы работы карьера.

Горно-геометрический анализ карьерного поля заключается в проведении ряда положений фронта работ через интервалы кратные понижению (годовому) горных работ, его подвигания и определения для каждого положения фронта объёмов вскрышных и добычных работ и построение графика режима горных работ. При вытянутых карьерных полях необходимо выполнить определённый объём горных работ по проведению траншей, и образованию рабочих площадок шириной не меньше минимальной.

Исходным материалом для горно-геологического анализа участка №7 разреза “Восточный” при известной глубине, служит поперечное сечение по разведочной линии №61, на которой нанесены проектные контуры разреза, залежи полезного ископаемого, а также линии этапов, которые проводятся от центра разрезной траншеи на каждом горизонте под углом рабочего борта разреза до пересечения с дневной поверхностью или конечным контуром.

Конечная глубина карьера определяется аналитическим методом по формуле

Нk = (2 · k₂ / л · (М - m) - m) / (ctg г_л + ctg г_в), м(3.1)

где k₂-граничный коэффициент вскрыши, мі/мі

л-коэффициент неравномерности вскрышных работ (отношение наибольшего за период отработки карьера эксплуатационного коэффициента вскрыши к его среднему значению), л=1,4…1,8; должен приниматься по проекту-аналогу со сходными горно-геологическими условиями разработки.

М - нормальная мощность залежи угля (определяется по поперечному сечению), м

m -нормальная мощность прослоек породы в угольной залежи (определяется по поперечному сечению), м

г_л; г_в угол наклона нерабочих бортов карьера соответственно по лежачему и висячему боку.

Граничный или экономически целесообразный коэффициент вскрыши - это максимально допустимый коэффициент вскрыши, при котором, в данных условиях, открытая разработка месторождения является целесообразной. Граничный коэффициент вскрыши определяется по формуле

Кгр = (Спр - Сд) / Св, мі/т(3.2)

где Спр-предельно допустимая величина полной (с учётом вскрыши) себестоимости добычи угля, тенге/т;

Сд - себестоимость добычи угля, тенге/т;

Св - себестоимость вскрыши, тенге/т

Кгр = (339,6 - 135) / 106 = 1,93 мі/т

Величины себестоимости по процессам приняты по укрупнённым показателям экономического отдела АО «ЕЭК» разреза «Восточный».

Нк = (2,8· (610 - 220) - 220)/ 2,8562 = 305,3м

Принимаю конечную глубину карьера равную 300 метрам, угол рабочего борта равный 35 и нерабочего борта равный 14 градусам.

Определяем площадь вскрыши и угольной залежи, для каждого контура карьера находим объём вскрыши и добычи, рассчитываем контурный коэффициент вскрыши по следующим формулам

S_в = cf · hсл · М, мІ(3.2)

S_п = cd · hсл · М, мІ(3.3)

где cf - длина средней линии трапеции по вскрыше по левому борту, см;

hсл - высота слоя, см;

М - масштаб чертежа поперечного сечения, м/см.

Средние линии и высота слоя находятся измерением на чертеже.

Для определения объёмов полезного ископаемого и вскрышных пород по этапам отработки нужно площади сечения по этапам умножить на длину карьерного поля по простиранию

V_в = S_в · L, мі(3.4)

V_п = S_п · L, мі(3.5)

где S-площадь соответствующей трапеции, мІ;

L - длина слоя по простиранию, равна длине карьерного поля, м.

Для удобства данные результаты вычисления, измерения и расчётов заносим в таблицу 3.1

Таблица 3.1

Результаты горно-геометрического анализа

Горизонт	Объемы слоя	Объемы с нарастающим итогом	Кт	Кср
	Вскрыша, тыс. мі	Уголь тыс. мі	Вскрыша всего, тыс. мі	Уголь всего, тыс. мі
+180	3116,4		3116,4
+160	5375,4	6242,4	8491,8	6242,4	0,86	1,36
+140	5443,2	13608	13935	19850,4	0,4	0,7
+120	5180,1	20386,2	19115,1	40236,6	0,25	0,47
+100	5415,3	26748,3	24530,4	66984,9	0,2	0,36
+80	8506,5	29371,5	33036,9	96356,4	0,28	0,34
+60	16779	33022,5	49815,9	129378,9	0,5	0,38
+40	22849,02	32442,12	72664,92	161821,02	0,7	0,45
+20	30844,8	33384,96	103509,72	195205,98	0,9	0,53
0	36738,36	32478,84	140248,08	227684,82	1,1	0,61
-20	43032,96	32101,2	183281,04	259786,02	1,3	0,7
-40	41913,6	36438,4	225194,64	296244,42	1,15	0,76
-60	21547,14	36262,26	246741,78	332486,68	0,6	0,74
-80	8505	39690	255246,78	372176,68	0,2	0,68
-100		33100,6		405277,28

По результатам горно-геометрического анализа, объемы по вскрыше равны 255246780мі. Промышленные запасы угля P в границах поля №7 определяем из выражения

?Р = Уvпи г(3.6)

где Уvпи-промышленные запасы угля в границах поля №7 определяются по горно-геометрическому анализу, мі (таблица 3.1)

г-средняя плотность угля, т/мі.

?Р = 405277,28*1,5 = 607915900 т

Определяем средний коэффициент вскрыши

Кср = Уvв / УP мі/т(3.7)

где Уvв-объем вскрыши, мі

Кср=255246780 / 607915900 = 0,42

Зависимость нарастающих объемов вскрыши (Уvв) и угля (УP) от глубины (H) по полю разреза выражаем в графике горных работ (приложение Б).

Определение производственной мощности по углю, производим методом, на основе определения нормативной мощности Ар из выражения

Ар=Р / Т млн. т/год(3.8)

где Т- срок амортизации основных фондов. “Нормы технологического проектирования угольных и сланцевых разрезов” рекомендуют определять срок службы разреза, исходя из установленных промышленных запасов. При запасах 607915,9 т.т. срок существования карьера находится в пределах 40 - 75 лет, при этом производственная мощность карьера должна составить от 10 - 15 млн. т/год.

Проектом принимаем производительную мощность разреза по углю

Ар = 14 млн. тонн / год. Срок существования карьера - 45 лет.

Для определения производительности разреза по вскрыше воспользуемся формулой

Ав=Ар · Кср млн. мі/год(3.9)

Ав=14* 0,42 = 5,880 млн.мі/год

Для определения производительности разреза по вскрыше производим трансформацию графика режима горных работ в календарный. Для этого по принятой производительности Ар по полезному ископаемому определяем срок отработки i-го слоя с запасами Qi полезного ископаемого

Тi=Qi / Аi, лет (3.10)

Исходя из срока отработки слоя и объемов вскрышных пород в нем, определяем годовую производительность разреза в течении срока отработки слоя

Пi = Vi / Тi, мі/год(3.11)

Строим календарный график горных работ с распределением объёмов угля и вскрышных пород по этапам. Результаты расчётов построения календарного плана горных работ сводим в таблицу 3.2

Таблица 3.2

Результаты расчетов календарного плана горных работ

Этапы	Запасы угля, тыс. тонн	Время отработки, лет.	Объем вскрыши, тыс.мі	Требуемая производительность вскрыши, тыс. мі/год
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 Итого	9363,6 20412 30579,3 40122,45 44057,25 49533,75 48663,18 50077,44 49123,26 48151,8 54657,6 54393,39 59535 49650,9 607915,9	0,7 1,7 2,3 2,8 3,3 3,6 3,6 3,7 3,6 3,8 3,9 3,9 4,5 3,6 45	3116,6 5375,4 5443,2 5180,1 5415,3 8506,5 16779 22849,02 30844,8 36738,36 43032,96 41913,6 21547,14 8505 255246,78	3116,4 7679,1 3402 2354,6 1934 2658,3 4794 6346,95 8336,4 10205,1 11630,5 10747 5524,9 1932,9 5672

Ступенчатое скачкообразное распределение объемов вскрыши крайне неудобно, оно требует частого ввода в эксплуатацию новых мощностей, а затем такого же частого их вывода, к тому же из за такого распределения вскрышных объемов требуется завышенное количество вскрышного оборудования.

Выравнивание режима вскрышных работ достигается сглаживанием пиковых объемов и переносом их на более ранние и более поздние сроки. При этом производительность разреза по вскрыше принимаем кратной производительности вводимого в эксплуатацию вскрышного оборудования. Годовая и среднесуточная производительность разреза по углю и вскрыше, а также коэффициент эксплуатации вскрыши представлены в календарном плане горных работ демонстрационного листа.

4. Вскрытие карьерного поля и строительство разреза

Освоение карьерного поля необходимо начинать с подготовки поверхности. Так как поверхность карьерного поля 7 представлена степной равниной, то подготовка поверхности карьерного поля будет заключаться в снятии плодородного слоя земли.

В соответствии с установленными размерами территории карьерного поля, которая будет вовлечена в разработку на всех этапах развития горных работ и с тем, что на данной территории средняя мощность плодородного слоя составляет 0,5 метра, величина запасов почвенно-плодородного слоя земли, который необходимо, перед производством горно-строительных работ, снять представлены в таблице 4.1

На работах по снятию и доставке на склад почвенно-плодородного слоя земли принимаю скрепера типа - ДЗ-107-1 (q=45 тонн, Е = 25м3).

На складировании почвенного слоя земли во временный отвал бульдозер Т-330.

Техническая производительность скрепера ДЗ 107-1 определяется по формуле

Qтех = (3600*Е*Кн) / (Кр*Тц), м3/час(4.1)

Qтех = (3600*25*1,25 / 1,1*40 = 2556,81 м3/час

Эксплуатационная производительность бульдозера при работах по укладке и планировке почвы во временный земельный отвал определяется по формуле

Qэ = (3600*L*(b-a)*Кис) / (Z*(L*v + tп)), м3/час(4.2)

где L - длина планируемого участка, м

b - ширина полосы за один проход, м

a - ширина перекрываемой полосы за один проход, м

Z - число проходов по одному месту;

v - рабочая скорость при планировочных работах;

tп - время на повороты при каждом проходе, сек;

Кис - коэфициент использования оборудования;

Е - ёмкость ковша, м3;

Кн - коэффициент наполнения ножа скрепера;

Кр - коэффициент разрыхления;

То - время оборота скрепера, час

Qэ = (3600*7*(3,22-0,4)*0,85) / (2*(7*1,25+8)) = 1803 м3/час

Суточная производительность скрепера определяется по формуле

Qсут = (Тсм*Кис*((Е*Кн)/Кр))/То, м3/сут (4.3)

Qсут = (8*0,85*((25*1,25)/1,1)/0,89 = 1014 м3/сут

Площадь и объём снимаемого при формировании отвала (Fпо, Vпо), а также для подготовки поверхности карьерного поля 7, под производство горно-капитальных работ (Fк, Vк), почвенного слоя за год определяется по формулам соответственно

Fпо = Vфо*Lфо, м2(4.4)

Vпо = Fпо*mпо, м2(4.5)

где Vфо и Lфо годовое подвигание и длина фронта горных работ

соответственно.

Fпо= 47,48*6500 = 308668м2

Vпо= 308668*0,05 = 15433,4м2

Fк = Vк* Lк, м2(4.6)

Vк = Fк*mпо, м2(4.7)

где Vк и Lк-годовое подвигание и длина фронта горных работ соответственно, м/год

mпо - средняя мощность почвенного слоя на площади.

Fк=115*3000=345000м2

Vк=345000*0,05=17250м2

Скрепер занят на работе по процессу снятия плодородного слоя земли только в дневное время,в зимние и дождливые дни скрепер не работает. Число рабочих дней в году (при пятидневной рабочей неделе с учётом ремонтных дней и сезонной работы) равно 138 дням. Годовая производительность ДЗ 107-1 равна 139999м3/год.

В соответствии с нормами при расчёте производительности по снятию-укладке почвенно-плодородного слоя должен быть учтён 25% резерв производственных мощностей.

Поэтому на основании объёмов подготовительных работ и с учётом резерва производственных мощностей на данных работах принимаю:

- два скрепера типа ДЗ107-1 на обслуживании процесса по снятию и складированию плодородного слоя с территории карьерного поля №7;

- один скрепер типа ДЗ107-1 на обслуживании процесса по снятию и складированию плодородного слоя с территории, отведённой под сооружение внешнего отвала;

- один бульдозер типа т-330 на работах по укладке плодородного слоя, транспортируемого с территории, отведённой под сооружение внешнего отвала;

- один бульдозер типа Т-330 на работах по укладке плодородного слоя, транспортируемого с территории, отведённой под производство работ связанных с добычей полезного ископаемого на всех последующих этапах развития горных работ.

Складирование плодородного слоя земли произвожу за контурами рабочей зоны разреза, разрабатываемого карьерного поля №7.

4.1 Задачи вскрытия

Подготовительные работы:

- выравнивание поверхности;

- создание специальных площадок для монтажа горного оборудования;

- создание первичных подъездных автомобильных и железнодорожных путей к участкам горных работ и отвалам.

Одновременно с подготовкой поверхности выполняются специальные работы по осушению карьерного поля.

Подготовка поверхности и осушение карьерного поля месторождения, выполненные полностью или частично, позволяют приступить к горно-капитальным работам.

К горно-капитальным работам относятся работы по удалению покрывающих пород, созданию капитальных, разрезных траншей, которые позволяют начать систематическое производство вскрышных и добычных работ в строгом соответствии с проектом.

4.2 Определение объемов и основных параметров траншей

Вскрытие рабочих горизонтов осуществляется для обеспечения сформированных на уступах грузопотоков транспортными коммуникациями позволяющими перемещать грузы с рабочих горизонтов до пунктов приёма на поверхности.

Вскрывающие выработки начинаются с поверхности и заканчиваются на отметке рабочей площадки вскрывающего горизонта.

На основании проведённого анализа геологических данных по разведочным линиям поля 7 установлено, что в пределах карьерного поля 7 Экибастузского месторождения свита угольных пластов 1,2,3 имеет горизонтальную мощность 610 метров, общая мощность 180 метров, средний угол залегания 14 градусов.

Рельеф поверхности карьерного поля 7 представлен степной равниной.

В соответствии с перечисленными характеристиками залегания свиты угольных пластов 1,2,3 можно сделать заключение, что открытые работы будут глубинного вида.

Так как Экибастузское каменноугольное месторождение в пределах карьерного поля 7 можно отнести, по углу залегания угольных пластов, к наклонному, а породы внешней вскрыши в границах карьерного поля имеют значительный объём, то организация внутреннего отвалообразования в выработанном пространстве разреза, на проектируемом этапе, в данных горно-геологических условиях считаю нецелесообразным.

Количество, вид и расположение вскрывающих выработок считаю целесообразным принять после проведения анализа возможной пропускной способности траншей при их определённой конструкции, числа транспортных коммуникаций с целью обеспечить максимальную производственную мощность разреза по полезному ископаемому.

Расчёт провозной способности породной капитальной железнодорожной траншеи производим по указанной ниже методике.

Пропускная способность траншейных путей из условия равных скоростей движения в порожнем и гружёном направлении по перегону определяется (в парах поездов) по формуле

Nрасч - 30· р· Т / (tдв + ф) мі(4.8)

где р-число действующих путей на перегоне;

Т-время за которое исчисляется пропускная способность, Т=22 часа;

tдв - время движения по перегону;

ф - время на связь между отдельными пунктами, ф=2 мин.

Время движения гружёного (порожнего) состава по перегону определяется по формуле

tдв = 60·L / V мин(4.9)

где V-скорость движения по перегону, V=20 км/ч;

L - длина перегона.

Провозная способность характеризуется количеством груза, которое может быть перевезено по карьерным путям в единицу времени. Провозная способность карьерных путей определяется по формуле

М = Nрасч·Q мі/сут(4.10)

где Q-полезная масса поезда, мі.

Предварительно фактическую ёмкость породной вертушки, состоящей из 12 думпкаров, принимаю равной 480 мі (по опытным данным технологического отдела разреза «Восточный»). Годовая провозная способность определяется из расчёта круглогодичного графика работы железнодорожной капитальной породной траншеи внешнего заложения - 365 дня. Результаты расчёта представлены в таблице 4.1

Таблица 4.1

Провозная способность траншей

Параметры	Показатели
Проектная производственная мощность разреза по углю, т/год	14000000
Средний текущий коэффициент вскрыши, т/м3	0,42
Проектная производственная мощность разреза по вскрыше, м3/год	8500000
Полезная масса поезда, м3	480
Длина перегона, м	2600
Скорость движения по перегону, км/час	10
Время движения порожнего (гружёного) состава по перегону, мин	15,6
Время на связь между отдельными пунктами, мин	2
Число действующих путей на перегоне, путей	4
Время за которое исчисляется пропускная способность, час	22
Пропускная способность траншейных путей в грузовом и порожняковом направлении, пар поездов	150
Принимаю пропускную способность, пар поездов	150
Суточная провозная способность перегона, м3/сут	72000
Число суток работы перегона в году, сут	365
Годовая провозная способность перегона, м3/год	26280000

Принимаю одну породную капитальную фланговую траншею внешнего заложения, двухступенчатую с односторонним примыканием и отдельным выходом на поверхность железнодорожных путей, количество железнодорожных путей - 4.

Расчёт пропускной способности крутых траншей, вскрывающих добычные горизонты карьерного поля 7, произвожу по указанной ниже методике.

При необходимом годовом объёме перевозок Wг (Wг = Пи) и планируемом времени работы конвейерных линий в объёме Тг = 5365, часовая производительность подъёмных конвейерных ставов должна составить

Q' = Wг / Тг· Кг, т/час(4.11)

где Кг=0,935, коэффициент готовности конвейерной линии.

Q' = 14000000 / 5365 * 0,935 = 2791 т/час

Количество часов работы подъёмного конвейера Тг по технологическому процессу принято из расчёта затрат времени на технологическое обслуживание, перестройки конвейерных линий и воспроизводства горно-строительных работ для обеспечения вскрытия нижележащих угольных горизонтов.

Производительность технологического комплекса должна производиться по лимитирующему звену.

При работе ленточных конвейеров в технологическом комплексе непрерывного действия их производительность должна выбираться на 20% больше производительности лимитирующего звена.

Лимитирующими звеньями в данном виде технологического комплекса являются роторные экскаваторы SRS(k) - 2000.

В связи с вышеупомянутыми требованиями часовую производительность подъёмных конвейерных ставов определим по формуле

Q = 1.2* (Wг / (Тг * Кг)), т/час(4.12)

Q = 1,2 * (14000000 / (5365 * 0,935)) = 3349 т/час

В связи с принятым видом транспортной системы организации добычных работ в пределах карьерного поля 7, добыча и транспортирование угля будет производиться по поточной технологии.

Строительство вскрывающих добычные горизонты траншей производим в соответствии с планируемым развитием фронта добычных и вскрышных работ производим на стационарном (нерабочем) борту разреза.

Угол нерабочего борта, на котором планируется сооружение крутых траншей - 14 градусов, поэтому отстройку трассы крутой траншеи производим под углом 14 градусов.

В связи с большой протяжённостью фронта добычных работ, необходимостью уменьшения числа и протяжённости конвейерных линий, необходимостью разделения грузопотоков с разным качеством полезного ископаемого, считаю целесообразным вскрытие добычных горизонтов месторождения, в пределах карьерного поля 7, производить двумя стационарными угольными крутыми траншеями внутреннего заложения.

Примыкание железнодорожных путей капитальной породной траншеи к рабочим горизонтам планирую на смягчённом руководящем подъёме.

При данном виде примыкания предусматривается смягчение уклона капитальной траншеи к рабочему горизонту на 35% от руководящего подъёма. Смягчение подъёма облегчает трогание и разгон поезда, полезная масса которого рассчитана на условия равномерного движения на подъёме при локомотиве нормальной мощности.

Такое примыкание эффективно при высоте породных уступов более 12-15 метров и длинных перегонах.

В соответствии с интенсивным движением пункты примыкания со смягчённым подъёмом устраиваются на каждом уступе капитальной траншеи.

Величину смягчённого уклона можно определить по формуле

Iп = 0,65 * iр,%о (4.13)

где iр-величина руководящего подъёма,%

Iп = 0,65 * 40 = 26%о

Высоту участка смягчения определяем по формуле

Нс = Lс / ctgIп, м (4.14)

где Lс длина участка смягчения, м

Нс = 150 / 38,19 = 4 м

Длина трассы капитальной траншеи со смягчённым подъёмом определяется по формуле

Lт =v (Н - Нс)І + ((Н - Нс) * ctgiр))І + v НсІ + LсІ, м(4.14)

где Н - глубина заложения траншеи.

Lт = v (40 - 4)І + ((40 - 4) * 24,54))І + v4І + 150І = 1033,8м

Угол наклона крутой траншеи выбираем из расчёта оптимальных параметров энергоёмкости при транспортировании горной массы и минимальных объёмов горно-строительных работ при строительстве поперечной крутой траншеи. Принимаем угол наклона трассы крутой траншеи 14 градусов, при допустимом угле наклона конвейера при транспортировании угля 18 градусов.

Общую длину трассы поперечной крутой траншеи определяем по формуле

Lт.о = Нк * ctg ik, м(4.15)

где Нк - конечная глубина траншеи, м

Ctg iк - котангенс угла наклона конвейерного става.

Lт.о = 300 * 4,011 = 1283,5 м

Объёмы горно-капитальных работ при строительстве породных и угольных вскрывающих выработок определяем по следующей методике.

Ширину транспортной бермы капитальой траншеи с двумя железнодорожными путями определяем по формуле

Bт” = 3с + К + В +2Т + 2О + Z, м(4.16)

Bт” = 3 * 1 +1,5 +10 + 2 * 4,6 + 2 * 2 + 5 = 32,7 м

Ширину капитальной траншеи по низу с двумя железнодорожными путями определяем по формуле

Вт”' = 5c + В + 2К + 2Т + 2О, м (4.17)

Вт”' = 5 * 1 + 10 + 2 * 1,5 + 2 * 4,6 + 2 * 2 = 31,2м

Объём породной капитальной фланговой траншеи внешнего заложения двухступенчатой с односторонним примыканием и отдельным выходом на поверхность четырёх железнодорожных путей определим по формуле

Vт = ((4НуІ) / i) * ((Вт”' /2) + (2Ну / 3tg (б)))+(Вт”*НуІ)/2i),мі(4.18)

Vт = ((4*400)/0,04)*((31,2/2)+(2*20/0,8391*2)))+(32,7*400/2*0,04) =

=1423101,6 мі.

Так как мощность пород (наносов) покрывающих свиту пластов 1,2,3 в среднем составляет 10 -15 метров, то среднюю высоту уступа принимаем 12,5 метров

Объём разрезной траншеи определим по формуле

Vр = 0,5Ну * (Ну * ctg(б) + ctg (б у) + 2b) * Lф, мі(4.19)

разрезной траншеи понизу, при проходке экскаватором где b - ширина ЭКГ-6,3у, м;

ctg (б) - угол откоса борта капитальной траншеи со стороны рабочего - борта равный 80 градусам;

ctg (б у) - угол откоса борта капитальной траншеи со стороны нерабочего борта, равный 40 градусам;

Lф - протяжённость фронта горных работ первого уступа, м.

Vр = 0,5*12,5*(12,5*0,1763 + 12,5*1,1918 + 2*30) * 3000 = 1445625 мі

Ширина крутой траншеи №1 с двумя подъёмными конвейерными ставами определяется по формуле

Вк' = 2с + Т1 + Т2 + О, м(4.20)

где Т1 - ширина транспортной полосы под установку приводной станции подъёмного конвейера производительностью свыше 5000 т/час, м;

Т2 - ширина транспортной полосы под установку приводной станции подъёмного конвейера производительностью меньше 5000 т/час, м

О - безопасное расстояние между приводными станциями, м;

С - безопасное расстояние от борта крутой траншеи до транспортной полосы, м.

Вк' = 2*3 +12,5 + 8,5 + 1 = 28 м

Ширина крутой траншеи №2 с одним подъёмным конвейерным ставом

Вк” = 2с + Т1, м (4.21)

Вк” = 2*3 + 12,5 = 18,5 м

Воспроизводство горно-строительных работ при вскрытии каждого нового горизонта добычных работ будет производиться на протяжении всей эксплуатации разреза. Поэтому объём горно-капитальных работ по добычным работам будем производить по первому вскрытому добычному горизонту.

Объём крутой угольной траншеи №1 одного вскрытого горизонта определим по формуле

Vк' = 4((Нті * ctg (б у) / 3i) + ((НтІ * Вк') / 2i), мі(4.22)

Vк' = 4((12.5і * ctg(40)) / 3 * 0.248) + ((12.5І * 28) 2 * 0.248) = 21335.3 мі

Объём крутой угольной траншеи №2 одного вскрытого горизонта определим по формуле

Vк” = 4((Нті*ctg(б у)) / 3i) + ((НтІ*Вк”)/2i, мі(4.23)

где Нт - глубина крутой траншеи на нерабочем уступе, м;

i - уклон трассы крутой траншеи,%о;

ctg (б у) - устойчивый угол откоса борта крутой траншеи, градус.

Vк” = 4((1953*1,1918))/3*0,248) + ((156,25*18,5)/2*0,248) = 18342,6 мі

Общий объём горно-капитальных работ определим по формуле

Vгк = Vт + Vр + Vк” + Vк', мі (4.24)

Vгк = 1423101,6+1445625+21355,3+18342,6 = 2908424,5 мі

Таблица 4.2

Вскрывающие горные выработки

Вид траншеи	Назначение	Горно-строительный объём, м3	Наибольшая провозная способность, м3(т)/год	Вид транспорта	Число транспортных коммуникаций
Фланговая капитальная внешнего заложения	Породные горизонты	1423101,6	26280000	Железно- дорожный	4
Разрезная	Формирование первоначального фронта горных работ	1445625	13140000	Железно-дорожный	2
Поперечная крутая траншея №1	Вскрытие добычных горизонтов	21355,3	41911380	Конвейерный	2
Поперечная крутая траншея №2	Вскрытие добычных горизонтов	18342,6	27940920	Конвейерный	1

5. Система разработки

Выбор системы разработки зависит от горно-геологических и горнотехнических условий.

Так как месторождение разрабатывается от лежачего бока (14^о) к висячему (40^о), то принимаем углубленную систему разработки с проходкой разрезной траншеи в почве пласта 3.

Способ вскрытия предопределяет вывозку вскрышных пород во внешний отвал.

В связи с интенсивным развитием добычи угля, необходимостью селективной выемки, рационально применение роторных экскаваторов. Поточная технология достигается на основе применения на выемочно-погрузочных работах машин непрерывного действия, а на транспортировании угля до усреднительно-погрузочного комплекса - конвейерного транспорта. По опыту разреза “Восточный” применяем экскаватор с повышенным усилием копания SRS(k)-2000.

На транспортировании угля до усреднительно-погрузочного комплекса, расположенного на дневной поверхности со стороны нерабочего борта разреза, принимаю разветвлённую систему ленточных конвейеров.

Разветвлённая система ленточных конвейеров состоит из отдельных элеметарных систем в которые входят: забойный, соединительный, подъёмный и магистральный конвейера. Каждая элементарная система образует элементарный грузопоток с определённым качеством угля. Конечная точка элементарного грузопотока - усреднительный склад полезного ископаемого, где формируется потребительское качество полезного ископаемого.

На основе применения поточной технологии каждая единица оборудования, соответственно процессам, выполняемым горными и транспортными машинами, представляет собой технологическое звено.

5.1 Определение параметров элементов системы разработки на добычных работах

Количество единиц роторных экскаваторов типа SRS(k) - 2000 определяется по формуле

Nsrs =Кр * (Пи / Qsrs.г) = 1,2 * (14000000 / 5860000) = 2,4 (5.1)

где Пи - проектная годовая производственная мощность по углю, т/год;

Кр = 1,2, коэффициент резерва производственной мощности;

Qsrs.г = 5860000, годовая производительность роторного экскаватора SRS(k) - 2000, т/год

С учётом выполнения годовых, средних и капитальных ремонтов, а также по условиям усреднения качества углей в штабелях принимаю 3 экскаватора.

При работе технологического комплекса непрерывного действия его теоретическая производительность рассчитывается на 20% больше производительности лимитирующего звена (роторного экскаватора SRS(k) - 2000).

Qтк = Кз * Qэт, м3(5.2)

где Кз - коэффициент резерва мощности при работе одного экскаватора SRS(k) -2000 на одну конвейерную линию;

Qэт = 2604, техническая эксплуатационная производительность SRS(k).

Qтк= 1,2 * 2604 3124,8 т/час

Подъёмные конвейерные ставы рассчитаны на работу в следующем режиме. При работе одного роторного экскаватора на один подъёмный конвейер - один подъёмный угольный конвейерный став технической производительностью 2604 т/час.

Сменная эксплуатационная производительность комплекса оборудования определяется по лимитирующему звену (SRS(k) - 2000) по формуле

Qтк.см = Qsrs.ч * Кис * Кгк * Кз * Тсм, т/см (5.3)

где Тсм=8, продолжительность смены, час;

Кис=0,83, время нетехнологических простоев;

Кгк=0,97, коэффициент готовности комплекса оборудования;

Кз=0,95, коэффициент, учитывающий зимние условия.

Qтк.см= 2604*0,83*0,97*0,95*8 =15933т/см

Коэффициент использования одной конвейерной линии в течении смены определяется по формуле

Ксм = Тсм - Тпр / Тсм (5.4)

где Тпр=1,34, суммарное время нетехнологических перерывов, час.

Ксм= 8 - 1,34 / 8 = 0,83

Годовая производительность роторного экскаватора SRS(k)-2000 можно определить по формуле

Qsrs.г = Qsrs * Ксм * Кгк *Кз * Тсм * n *Тэг, т/год(5.5)

где Тэг = 234, среднее число суток работы экскаватора в году по поточной технологии, сут.

Qsrs.г = 3124 * 0, 7 * 0, 87 * 0,95 *3 * 234 *8 = 10150303,4 т/год

Среднее число суток работы роторного экскаватора по процессу принято по опытным данным технологического отдела разреза «Восточный».

Разработка угольных горизонтов роторными экскаваторами может производиться фронтальными, торцевым или тупиковым забоем.

Для уменьшения числа транспортных коммуникаций, уменьшения числа передвижек конвейерных линий и упрощения схем транспортирования угля планирую применение перегружателей следующих марок: BRs(k)-2000.65; Ars(k) - 5500.95.

Таблица 5.1

Техническая характеристика SRS(k)-2000

Параметры	Показатели
Высота копания, м	28
Глубина копания, м	3,5
Максимальный вылет оси ротора, м	3,7
Радиус разгрузки, м	40,5
Диаметр ротора, м	11
Число ковшей	32
Ёмкость ковшей	0,315
Ширина конвейерной ленты, м	1,8
Установленная мощность, кВт	3520

Таблица 5.2

Техническая характеристика перегружателей BRs(k)-2000.65, Ars(k)-5500.95

Параметры	Показатели BRs(k)-2000	Показатели ARs(k)-5500
Теоретическая производительность по разрыхленной горной массе	5500	5500
Вылет разгрузочной стрелы от оси машины, м	41,5	96
Угол поворота разгрузочной части, град.	220	220
Вылет приёмной стрелы, м	23,5	46
Высота разгрузки, м	2,5-14	5,5-32
Высота приёма, м	4-9,5	7-22
Ширина конвейерной линии, мм	2000	2000

В работе технологических комплексов принимаю 1 перегружатель ARs(k)-5500.95 и 1 перегружатель BRs(k)-2000.65.

Ширину рабочей площадки роторного экскаватора работающего на конвейер производительностью 5989,2 т/час по схеме с оставлением резервной заходки определяется по формуле

Шрп = Аi+Zi+3C+Z+Ta+Ai'+Шпс, м(5.6)

где С=1,безопасное расстояние между конвейерной линией и автодорогой;

Та = 4, ширина автодороги, м;

Аi' = 30, ширина резервной заходки, м;

Z - ширина бермы безопасности, м;

Zi - ширина предохранительной полосы, м;

Ai - ширина заходки SRS(k) - 2000, м;

Шпс - ширина приводной станции забойного конвейера.

Шрп = 50,4 + 7,5 + 3*1 + 12,5 + 4 + 6 +30 = 113,4 м

Наличие резервной заходки позволяет предотвратить жёсткую связь между работами на смежных уступах, без неё врезка в новую заходку на нижнем уступе невозможна без передвижки конвейера на верхнем.

При большой протяжённости фронта горных работ роторного экскаватора дополнительные полосы зимних запасов и резервные заходки могут не предусматриваться, если требуемые запасы размещаются в пределах одной заходки.

Полоса резервной заходки является и площадкой для перегона экскаватора при его работе с холостыми переходами вдоль фронта работ. Так для перегона экскаватора SRS(k) -2000 требется площадка шириной 30 метров.

Высота забоя (уступа) нижестоящего уступа, при разработке резервной заходкой ограничивается линейными параметрами перегружателя и погрузочного лотка (питателя) конвейера

Ну = Нра - Нл - Нб, м(5.7)

где Нра - максимальная высота разгрузки ARS(k), м;

Нл - высота погрузочного лотка, м;

Нб - безопасный зазор между погрузочным лотком и стрелой ARS(k),м

Ну = 32 - 4 - 0,5 = 27,5 м

По условиям правил техники эксплуатации минимальный зазор между верхней бровкой уступа и стрелой перегружателя (при верхней погрузке на конвейер) должен быть не менее 1,5 метра.

Высота уступа по условиям безопасности для схем с верхней погрузкой перегружателем на конвейерный транспорт определяется по формуле

Ну = Нра - ((а/ ctg(j) * 2 + a*2) + ((Z +Шк / 2) / ctg (j)), м(5.8)

где а - безопасный зазор по правилам ПТЭ, м;

j - угол наклона стрелы при максимальной высоте разгрузки, градус;

Z -ширина бермы безопасности, м;

Шк - ширина полосы установки конвейерного става, м.

Ну = 32 - ((1,5 / ctg (16))*2 + 1.52)+((3.1 + 12.5 / 2) / ctg (16)) = 25.4 м

Принимаю высоту разрабатываемого нижнего уступа равную 25 метрам.

Практический опыт показал, что при применении экскаваторов SRS(k) -2000 разработка угольных уступов высотой 28 метров не рациональна, так как сопровождается постоянным и интенсивным скатыванием с большой скоростью негабаритных кусков и обрушении внутризабойных заколов, которые образуются при ведении взрывных работ по рядам сетки скважин. Такая работа опасна, как для обслуживающего персонала, так и для оборудования. Исходя из выше изложенного принимаю как при работе на уровне стояния экскаватора SRS(k) -2000,так и при работе с верхней погрузкой в комплексе с ARs(k) на конвейерный транспорт высоту уступа равную 25 метрам.

Длина фронта уступов определяется размерами карьерного поля в плане, конечной и текущей глубиной карьера, принятой системой разработки.

Максимальное число добычных уступов при продольной однобортовой углубочной системе разработки определяется по формуле

Nуд = М / Шрп + Ну* (ctg (б) - ctg (в)), горизонтов(5.8)

где М - горизонтальная мощность залежи, м;

ctg (б) - угол откоса добычного уступа, градус;

ctg (в) - угол падения залежи, градус;

Шрп - ширина рабочей площадки роторного экскаватора.

Nуд = 610/83,5 + 25* (ctg (70) + ctg (14)) = 2 горизонта

Принимаю 2 рабочих добычных горизонта

Интенсивность работ характеризуется скоростью подвигания экскаваторных забоев. Скорость подвигания торцевого забоя при ширине забоя и суточной производительности роторного экскаватора (Qsrs.сут) при погрузке на конвейерный транспорт составляет

Vп.з. = (Qsrs.сут / г) / (А * Ну), м/сут(5.9)

Vп.з = (36340 / 1,5) / (50,4 * 25) = 19,23 м/сут

Время отработки блока (заходки) определяется по формуле

tбл = Lбл.ср / Vп.з., сут(5.10)

tбл = 3000 / 19,23 = 156 сут

Темп углубления горных работ определяется по формуле

Ур = Ну / tэт, м/год(5.11)

где tэт - среднее время отработки одного этапа принимается время

отработки одного уступа по полезному ископаемому, год

tэт = Vэт / n * Qsrs.г, год(5.12)

tэт = 28708125 / 1 * 5860000 = 2,6 года

Ур = 25 / 2,6 = 9,6 м /год

Скорость подвигания фронта добычных работ определяется по формуле

Vфр = Qsrs.г / (L бл * Ну *г), м/год(5.13)

Vфр=5860000/3000*25*1,5=62м/год.

Для транспортировки угля применяется конвейерный транспорт с конвейерными линиями с производительностью 5250 м³/час. Для вывозки вскрыши применяем железнодорожный транспорт с тяговыми агрегатами ОПЭ-1, с думпкарами 2ВС-105.

Для полной стабилизации зольности выдаваемого из разреза угля необходимо внутрикарьерное усреднение, которое может быть достигнуто лишь при одновременной разработке пластов 1,3 или 2,3.

Коэффициент крепости углей по шкале Протодьяконова (1,5-4), разделяющие породные прослойки 5-6м, иногда до 10м. Для разработки таких углей и породных прослойков необходимо производство буровзрывных работ.

На проектируемом карьере принимаем двухуступную систему разработки, что обеспечит наибольшую эксплуатируемость всего горнодобывающего комплекса.

По мере подвигания нижних уступов между блоками оставляют угольный целик, на котором размещены соединительные конвейера экскаваторов верхних уступов.

Ширина целика по верху определяется из безопасного размещения на нём двух конвейерных линий, автодороги и берм безопасности, и составит 32 м. При угле откоса 60^о и высоте 25 м ширина его по низу будет равна 77 м. Длина целика в среднем будет составлять: мощность залежи за исключением расстояние, до которого может хватать параметров горнодобывающего комплекса, и в среднем будет равняться 350 м. Объём целика будет равен 375375 м³.

Надобность в целике отпадает после отработки запасов угля верхних горизонтов. Поэтому отработку целика рекомендуется производить тем экскаватором, который последним закончит работы на верхнем горизонте.

К моменту отработки целика должны быть закончены работы по углубке траншеи для подъёмных конвейеров, и монтаж линий соединительных конвейеров.

Экскаватор перегоняется на нижний горизонт в выработанное пространство блока. Отработка целика производится двумя заходками с погрузкой на соединительный конвейер, при отработке второй заходки используется забойный перегружатель BRs(k)-2000.65.

Н1 Н2

/

пласты 1, 2, 3

Рисунок 5.1 - Поперечный контур разреза на n-й год эксплуатации

__________ - при одноуступном фронте

_ _ _ _ _ _ _ - при двухуступном фронте

Поточная технология, применяемая на добыче угля, требует создания технологии по усреднению угля. Для формирования необходимой зольности внутри состава. Такая практика показала, что в результате неравномерного поступления составов под погрузку имеет место значительная недоиспользованная оборудованием производительность горного транспорта. Формирование однородности качества угля многостадийный технологический процесс, состоящий из ряда последовательных операций.

На данный момент разработано несколько технологических схем усреднения угля. Управление качеством добываемого угля начинается при разработке геолого-технологической карты. Оператор центрального диспетчерского пункта, определяет средневзвешенную зольность по забоям. Затем производит настройку конвейеров поверхностного комплекса на необходимый штабель, и дает команду машинистам экскаваторов на начало погрузки.

На поверхностном комплексе по данному варианту предусмотрен комплект машин непрерывного действия германской фирмы ”MAN-ТАКRAF”, состоящий из штабелеукладчика и усреднительно-погрузочной машины.

Принцип работы данного варианта заключается в формировании угольных складов посредством штабелирования в них угольных пачек различной зольности. Объемы этих пачек определяются процентным соотношением их зольности для получения средневзвешенного значения зольности угля отгружаемого в вагоны.

Также необходимо создание пункта перегрузки угольных потоков с магистральных конвейеров на любой из складов.

Объемы складов определяем из производительности разреза и времени на возможное ожидание (задержки) подачи вагонов под погрузку.

Суточная добыча разреза определена в размере 38356,2 тонн, из этого следует, что объем складов необходимо создать вместимостью трехсуточной добычи угля

Vск = Qсут · 3, т(5.14)

Vск = 38356,2 * 3 = 115068,6 т

Определяем необходимое количество складского оборудования УПМ

Nшу = (Qcут раз / Qсут упм) · К,шт(5.15)

Принимаем 2 УПМ и 2 штабелеукладчика, которые будут работать на 2 автономных склада.

5.2 Определение параметров элементов системы разработки на вскрышных работах

Горно-геологические условия залегания пустых пород вскрыши в границах карьерного поля 7 предопределили применение транспортной системы разработки, которая заключается в транспортировании вскрышных пород на внешний отвал.

Большая протяжённость фронта горных работ и расстояния до формируемого внешнего породного отвала позволяет принять на транспортировании пород внешней вскрыши железнодорожный транспорт. В связи с высокой крепостью пород и трудностью экскавируемости пород внешней вскрыши считаю целесообразным применение в качестве выемочно-погрузочного оборудования применение одноковшовых экскаваторов типа механической лопаты.

На отработке вскрышных пород планирую использование одноковшовых экскаваторов следующих марок:

- разработка породных горизонтов контактирующих с кровлей угольного пласта - экскаваторы с удлинённым рабочим оборудованием типа ЭКГ-6,3у с погрузкой выше уровня установки;

- 2 - отработку вскрышных уступов производить экскаватором типа ЭКГ-12ус

Для выбора необходимого числа единиц выемочно-погрузочного оборудования необходимо рассчитать производительность экскаваторов.

Часовая эксплуатационная производительность одноковшового экскаватора определяется по формуле

Qэкс.ч = 3600*Е*Кн/(Кр/tц), м3/час(5.16)

где Е - ёмкость ковша, м3;

Кн - коэффициент наполнения ковша в породном забое;

Кр - коэффициент разрыхления породы в ковше;

tц - время рабочего цикла экскаватора, с.

Qэкс.ч = 3600*12*0,8/(1,35/32) = 34560/43,2 = 800 м3/час

Годовая производительность одноковшового экскаватора определяется по формуле

Qэкс.г = Qэкс.ч *Ктр*Ксм*Кз*Кзаб*Тсм*n*Тдн, м3/год(5.17)

где Ктр=0,7, коэффициент использования по транспортным условиям;

Ксм=0,83,коэффициент использования сменного времени,

Кз=0,95, коэффициент учитывающий зимние условия;

Кзаб=0,95;0,9 коэффициент учитывающий экскавируемость породного забоя для забоев на работах по зачистке и чистопородных забоев соответственно;

Тсм=8, продолжительность смены, час;

n =3, число смен в сутки, смен;

Тдн =276, число суток работы экскаватора в году, дней.

Результаты расчёта производительности приведены в таблице 5.2.1

Таблица 5.2

Производительность экскаваторов

Параметры	Ед.изм.	ЭКГ-12ус	ЭКГ-6,3у
Ёмкость ковша	м3	12	6,3
Время рабочего цикла	Сек	32	35
Коэффициент наполнения		0,8	0,9
Коэффициент использования		0,83	0,83
Коэффициент разрыхления		1,35	1,2
Коэффициент зимы		1	1
Коэффициент забоя		0,9	0,95
Коэффициент транспортный		0,7	0,7
Продолжительность смены	час	8	8
Число смен в сутки	смен	3	3
Число рабочих дней в году	сут	276	276
Производительность
Техническая	м3/час	882,7	486
Забойная эксплуатационная	м3/час	659,4	383,21
Сменная	м3/см	3692,7	2145,98
Суточная	м3/сут	11078,2	6437,9
Годовая	м3/год	3057601,8	1776872,7
Параметры	Ед.изм.	ЭКГ-12ус	ЭКГ-6,3у
Количество единиц	шт	3	1
Итого	м3/год	9172806	1776872,7
Годовая производственная мощность	м3/год		23249061
Принимаю количество экскаваторов с учётом запаса по мощности 20%	шт	3	1
Резерв производственной мощности	м3/год		1600000

Таблица 5.3

Техническая характеристика ЭКГ

Параметры	Ед. изм.	ЭКГ-12ус	ЭКГ-6,3у
Ёмкость ковша	м3	12	6,3
Радиус черпания	м	27	35
Высота черпания	м	22	30
Радиус разгрузки	м	25	33

Высота уступа согласно правилам безопасности ведения горных работ, не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора ЭКГ-12ус т.е. Ну < Нч. т.е. принимаем проектом высоту уступа на вскрышных работах равную 20 м, так как 20 м < 22 м.

Определяем ширину заходки:

Азах = 1,7 · Rч,м. (5.18)

где Rч- радиус черпания экскаватора, м (см. табл.5.2.2)

Азах = 1,7*27 = 45,9м

Определяем ширину рабочей площадки

Шр.п. = Rр + С1 + Т + Пв+Z,м(5.19)

где Rр- радиус разгрузки, м (см. табл.5.2.2)

С1- расстояние от нижней бровки уступа развала до оси пути, м

Т- ширина транспортной полосы, м

Пв- полоса для вспомогательного оборудования, м

Шрп = 25 + 3,5 + 4 +3,5 +10,4 = 46,4 м

Определяем берму безопасности

Z = Ну · (ctg b - ctg б),м(5.20)

Z = 20 * (ctg (55) - ctg (80))=10.4 м

Определяем скорость проходки блока экскаватором ЭКГ-12ус

Uпр = Qсут / Ну · Азах,м/сут(5.21)

Uпр = 11078,2 / 20*45,9=12м/сут

5.3 Подготовка новых горизонтов

Подготовка новых горизонтов осуществляется системой тупиковых траншей. Вследствие размещения всех транспортных коммуникаций на одном борту, развитие горных работ будет осуществляться в горизонтальном и вертикальном направлениях. Технология ведения горных работ с применением конвейерного транспорта по принятой технологической схеме предусматривает четкую взаимоувязку работ по подготовке и отработке новых горизонтов, отработке межблочных целиков, углубки траншей под угольные подъемники, монтажу и демонтажу конвейерных линий.

Нарезку новых горизонтов, по угольной массе осуществляют экскаваторами типа SRs(K)-2000. Роторный экскаватор после отработки части запасов в основном горизонте переводят на нарезку нового горизонта и за тем им же в комплексе с наклонным транспортным мостом производят погрузку угля на находящимся в том же положении забойные конвейеры вышележащего основного горизонта. Это позволяет совместить погрузку угля одним роторным экскаватором на забойные конвейерные линии без изменения их положений, сократить работы по монтажу и демонтажу конвейеров, а также создавать запас времени (более года) для углубления траншей под угольные подъемники и монтажа новых конвейерных линий на новом горизонте. Начало нарезки нового добычного горизонта определяется подвиганием фронта работ от стационарного борта на расстояние обеспечивающие ее нарезку, и углами падения новых пластов 3.

6. Подготовка горных пород к выемке и погрузке

Среди способов подготовки горных пород к выемке особое место занимают буровзрывные работы, затраты на которые в себестоимости добычи полезных ископаемых составляет 20 - 35%. От их правильной организации зависит производительность выемочного, транспортного, отвального и вспомогательного оборудования.

Наиболее трудоемким и сложным процессом является бурение взрывных скважин.

Организация буровых работ осуществляется в соответствии с инструкциями по эксплуатации буровых станков и взаимоувязку бурения с другими процессами на разрезе.

Бурение взрывных скважин на открытых горных работах осуществляется как с закреплением, так и без закрепления буровых станков, потребует строгой увязки производительности буровых станков и экскаваторов.

Комплекс работ по подготовке горных пород к выемке буровзрывным способом, включает в себя: подготовку блока к бурению, обуривание блока, заряжание скважин, проведение взрыва и подготовка к экскавации.

Подготовка блока к буровым работам состоит из работ по подготовке площадки (освобождение площадки блока от оборудования, транспортных и энергетических коммуникаций, планировки площадки блока, устройство дорог и съездов, подготовки и составления проекта бурения, т.е. доставка на блок буровых станков и вспомогательного оборудования, монтажа ЛЭП и подключение станков, приведение оборудования в рабочее состояние).

Процесс буровых работ на блоке организуется таким образом, чтобы было обеспечено снижение потерь, и увеличение чистого времени бурения каждым станком. Это достигается за счет: установления окончательной последовательности бурения отдельных скважин, своевременного выполнения комплекса вспомогательных и обслуживающих работ, выделение для каждого станка отдельного фронта работ и обеспечения максимально возможной их автономности.

При бурении первого ряда скважин буровой станок должен располагаться перпендикулярно к бровке уступа, а расстояние от гусениц до бровки уступа должно быть не менее 3 метров.

6.1 Выбор бурового оборудования

Покрывающие вскрышные породы поля №7 имеют коэффициент крепости 6-8 по шкале проф. Протодьяконова, плотность пород составляет 2,2 - 2,4 т/мі, поэтому для производства буровых работ требуется мощное буровое оборудование, которое могло бы бесперебойно и в заданные сроки подготавливать блок под проведение взрывных работ. В соответствии с параметрами системы разработки при ведении вскрышных работ принимаем буровой станок шарошечного бурения 2СБШ-200Н.

Данные станки предназначены для бурения вертикальных и наклонных скважин в породах крепостью от 6 до 12. Уголь данного поля имеет плотность 1,54 т/мі и относится к породам 2-4 категории крепости по шкале проф. Протодьяконова. Так как на выемке угля используются роторные экскаваторы SRS (k)-2000, то для обеспечения ритмичной работы экскаваторов принимаем буровые станки типа СБР-160Б.32.

Таблица 6.1

Техническая характеристика буровых станков

Параметры	2СБШ-200Н	СБР-160Б.32
Диаметр долота, мм Глубина бурения, м Частота вращения долота, 1/с Скорость подачи, м/с Усилие подачи, кН Скорость передвижения станка, км/ч Показатель трудности бурения	215 40 2,5-5,2 0,025 300 0,6 6	160 32 1,65 0,5 130 0,9 5

6.1.1 Производительность буровых станков

Скорость бурения станков шарошечного бурения определяется:

Uбур= Ро · nв / 5·Пб · dд,м/ч(6.1)

где Ро - осевое усилие на долото, МН (таблица6.1);

nв- частота вращения бурового става, 1/с (таблица 6.1);

Пб- показатель трудности бурения;

dд- диаметр долота, м (таблица6.1).

Uбур = 0,22 ·2,7 / 5· 6· 0,215І =0,42 м/мин

Сменную производительность бурового станка на вскрышных работах определяем по формуле

Qб/ст = (Тсм · Ки) / tо + tв,м/см(6.2)

где Тсм- время смены, мин;

Ки- коэффициент использования рабочего времени;

tв- вспомогательное время, ч;

tо = 1/Uбур - основное время бурения.

Qб/ст = 480· 0,9 / ((1 / 0,54) + 0,5) = 183,8 м/см

Определяем годовую производительность 2СБШ-200Н

Qг = Qб/ст · Nсм,м/г(6.3)

Qг = 155,4· 320 = 49728 м/год

Скорость бурения станков шнекового бурения определяется

Uбур=(Ро · nв)/ 400·ПбІ · dд І,м/мин(6.4)

Uбур = 37,5· 4,2/400· 5І· 0,17 = 0,54 м/мин

Сменную производительность бурового станка на добычных работах определяем по формуле

Qб/ст = Тсм · Ки / tо + tв,м/см(6.5)

Qб/ст = 480· 0,95 / ((1 / 0,54) + 0,5) = 194м/см

Определяем годовую производительность СБР-160Б.32

Qг = Qб/ст · Nсм, м/г(6.6)

Qг = 183,8· 320 = 62080м/г

Количество буровых станков nб/ст рассчитывается исходя из объема горной массы, подлежащей обуриванию Vг.м. и выхода взорванной горной массы qг.м. с 1 метра скважины.

Определяем количество буровых станков на вскрышном участке

nб/ст = Vг.м. / Qг,qг.м.(6.7)

nб/ст = 800000/49728*69,1=3б/ст

Определяем количество буровых станков на добычном участке

nб/ст = Vп.и. / Qг,qг.м(6.8)

nб/ст =14000000/62080*54,2=5б/ст

6.1.2 Расчет буровзрывных работ на вскрышном комплексе

Любой взрыв должен быть выполнен в соответствии с “Типовым проектом ведения буровзрывных работ”. При этом удельный расход ВВ принимаем по данным института НИИОГРа рассчитанным и установленным специально для Экибастузского месторождения. На вскрышных работах, исходя из крепости пород, принимаем буровой станок шарошечного бурения 2СБШ-200Н и взрывчатое вещество граммонит 79/21. Принимаем порядную схему коммутации заряда ВВ при многорядном короткозамедленном взрывании.

Определяем линию сопротивления по подошве уступа

Wспп=53 · Кв · Dскв · v? / (Кп · г),м(6.12)

где Кв - коэффициент, учитывающий взрываемость пород

? - плотность заряжения, г/смі;

Кп - переводной коэффициент от эталонного к заряженному ВВ;

Dскв - диаметр скважины с учетом распирания стенок скважины.

Определяем диаметр скважины

dскв = 1,05 · dд, м(6.13)

dскв = 1,05· 0,215 = 0,23м

Wспп = 53· 1,2· 0,23v 0,8 / 1 ·2,5 = 7,8м

Рассчитанная линия сопротивления по подошве уступа проверяется по условию безопасности ведения работ Wспп ? Wб

Wб = Ну · ctgб + С,м(6.14)

где б- угол откоса уступа, градус

С - безопасное расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, м

Wб = 20· 0,3249 + 2 = 8,5 м

По условию безопасности принимаю Wспп = 8,5 м.

Определяем длину скважины

Lскв = (Ну + Lпер),м(6.15)

Lскв = 20 +2,99 = 22,99 м

Определяем длину перебура

Lпер = 13 · dскв,м(6.15)

Lпер = 13· 0,23 = 2,99м

Определяем длину забойки

L заб = (0.5 - 0.75) · Wспп,м(6.16)

Lзаб = 0,5· 8,5 = 4,25 м

Определяем расстояние между скважинами в ряду

a = m · Wспп,м(6.17)

а = 1,1· 8,5 = 9.35 м

Определяем расстояние между рядами

в = Wспп / m,м(6.18)

в = 8.5 *0,9 = 7,7м

Определяем вместимость 1м. скважины

р = 0,785 · dсІ · Д,кг / м. (6.19)

р = 900 ·0,23І· 0,785 = 37,4 кг/м

Определяем массу скважинного заряда

Q = р (Lскв-Lзаб), кг(6.20)

Q = 37,4 (22,99- 4,25) = 700,9 кг

Определяем число рядов скважин

nр = А / в, ряда(6.25)

nр = 30 / 7,7 = 3.89 ряда

Принимаю число рядов равное 4.

Определяем число скважин в ряду

nс = Lбл / а,скважин(6.26)

nс = 100 / 9,35 = 10,6 скв.

Принимаю количество скважин в ряду равное 10.

Определяем общее число скважин

Nскв = nр · nс, скв.(6.28)

Nскв = 10· 4= 40 скв.

Определяем выход взорванной горной массы с 1 м. скважины

qгм = a · Wспп · Ну / Lскв, мі/м(6.29)

qгм = 9,35· 8,5· 20 / 23 = 69,1 мі / м

Определяем выход горной массы со второго и последующих рядов

V2 = a · в · Ну / Lскв,мі/м (6.30)

V2 = 9,35*7,7*20 / 23 = 62,6 мі / м

Определяем объем взрываемого блока

Vб = А · Ну · Lб, мі(6.33)

Vбл = 60000 мі

Определяем общее количество взрывчатого вещества требуемого на взрыв

Qвв = Q · Nскв,кг(6.34)

Qвв = 21000 кг

Определяем фактический удельный расход ВВ по блоку

qф = Qвв / Vб,кг/мі(6.35)

qф = 21000 / 60000 = 0,35

Определяем объем негабарита до взрыва в массиве

Vн = 0,1 · Vб,мі(6.36)

Vн = 6000 мі

Определяем возможно максимальный (5%) объем негабарита после взрыва

Vн.вз = Vн · 5 / 100,мі(6.37)

Vн.=6000*5/100 = 300 м3

Определяем расход ВВ на разделку негабарита

Qн = qн · Vн.вз,кг(6.38)

где qн- удельный расход ВВ при разделке негабарита, кг/мі.qн= 0,8

Qн = 240 кг

Определяем общий расход ВВ по блоку с разделкой негабарита

Qоб = Qвв + Qн, кг(6.39)

Qоб = 21000 + 240 = 21240 кг

Определяем удельный расход ВВ по блоку с разделкой негабарита

Qоб = Qоб / Vб,кг/мі(6.40)

Qоб = 21240 / 60000 = 0,354 кг/мі

Определяем интервал замедления

tз = Wспп · kт,мс(6.41)

где kт - коэффициент, зависящий от категории трещиноватости пород

tз = 8,5· 3 = 25,5 мс

Принимаю интервал замедления равный 30 мс.

6.1.3 Расчет буровзрывных работ на добычном комплексе

На добычных работах, исходя из крепости пород, принимаем взрывчатое вещество граммонит79/21. Принимаем схему коммутации с продольным врубом заряда ВВ при многорядном короткозамедленном взрывании.

Определяем линию сопротивления по подошве уступа

Wспп = 53· Кт· dзм·v? / (г· Квв), м(6.42)

Wспп = 53· 1,3·0,168·0,73 = 8,44м

Определяем диаметр скважины

dскв = 1,05 · dд,м(6.43)

dскв = 0,168 м

Рассчитанная линия сопротивления по подошве уступа проверяется по условию безопасности ведения работ Wспп ? Wб

Wб = Ну · ctgб + С,м(6.44)

Wб = 17,32 м

Условие Wспп ? Wб не выполняется. Из условия безопасности принимаем расчетную Wспп равную 8,5.Определяем длину скважины

Lскв = Ну + Lпер, м(6.45)

Lскв = 25 + 2,95 = 27,95 м

Определяем длину перебура

Lпер = 13 · dскв,м(6.46)

Lпер = 2,95 м.

Определяем длину забойки

L заб = 0,5 · Wспп,м(6.47)

Lзаб = 4,25 м

Определяем расстояние между скважинами в ряду

a = m· Wспп,м(6.48)

а = 1.1*8.5 =9.35 м.

Принимаю 9,5 метра.

Определяем расстояние между рядами

в = Wспп / m, м(6.49)

в=8,5*12,5

в = 10,6м.

Принимаю 10,5метров.

Определяем вместимость 1м. скважины

р = 0,785 · dсІ · Д, кг/м(6.50)

р = 19,94 кг/м

Определяем массу скважинного заряда

Q = р (Lскв - Lзаб),кг(6.51)

Q = 19,94 ·23,7 = 472,6 кг

Определяем число рядов скважин

nр = А / в, рядов(6.57)

nр = 50 / 10,6 = 4,7 ряд.

Принимаю 5 рядов.

Определяем число скважин в ряду

nс = Lбл / а,скв.(6.58)

nс = 150 / 6,8 = 22 скв.

Принимаю 22 скважины в ряду.

Определяем общее число скважин

Nскв = nр · nс,скв.(6.60)

Nскв = 110 скв.

Определяем выход взорванной горной массы с 1 м скважины

qгм = a · Wспп · Ну / Lскв,мі/м(6.61)

qгм = 54,2 мі / м

Определяем выход горной массы со второго и последующих рядов

V2 = a · в · Ну / Lскв,мі/м(6.62)

V2 = 32,2 мі / м

Определяем объем взрываемого блока

Vб = А · Ну · Lбл,мі(6.63)

Vбл = 187500 мі

Определяем общее количество взрывчатого вещества требуемого на взрыв:

Qвв = Q · Nскв,кг (6.64)

Qвв = 51986 кг

Определяем фактический удельный расход ВВ по блоку:

qф = Qвв / Vб, кг/мі(6.65)

qф = 0,28 кг/мі

Таблица 6.2

Сводная таблица параметров БВР

Наименование	Символ	Единица измерения	Вскрыша	Добыча
Тип экскаватора			ЭКГ-12ус	SRS(k)-2000
Тип бурового станка			2СБШ-200Н	СБР-160Б-32
Диаметр долота	d	М	0,215	0,160
Коэффициент разбуривания	Краз		1,05	1,05
Высота уступа	Ну	М	20,00	25,00
Ширина заходки	А	М	30,00	50,00
Угол откоса уступа	а	Градус	80	65
Коэффициент трещиноватости	Кт		1,10	1,10
Тип ВВ			Граммонит
Тип взрывания			КЗВ	КЗВ
Плотность заряжания		кг/дмі	0,9	0,9
Плотность породы		кг/мі	2,5	1,5
Переводной коэффициент	Квв		1,00	1,00
Расход эталонного ВВ	qэт	кг/мі	0,88	0,88
Длина взрываемого блока	Lбл	М	100,00	150,00
Коэф. сближения зарядов	m		1,10	1,10
Коэф. взрываемости	K		2,5	3,5
Диаметр скважины	Dскв	М	0,230	0,168
Длина скважины	Lскв	М	22,99	27,95
Длина перебура	Lп	М	2,99	2,95
Длина забойки	Lзаб	М	4,25	4,25
Линия сопротивления СПП	Wспп	М	7,2	8,44
Безопасная линия СПП	Wб	М	8,5	17,32
Принятая линия СПП	Wспп	М	8,5	8,5
Расстояние между скважинами	а	М	9,35	9,35
Расстояние между рядами	в	М	7,7	10,6
Вместимость 1м скважины	P	Кг	37,4	19,94
Масса заряда	Q	Кг	700,9	472,6
Объём взрываемого блока	Vбл	мі	60000	187500
Число рядов	Np	Ряд	4	5
Число скважин	Nc	Скв	10	22
Общее количество ВВ на взрыв	Qвз	Кг	21240	51986
Расчётный интервал замедления	T	Мс	30	30
Общее число скважин	n	Скв	40	110
Длина заряда	Lз	М	18,74	23,7
Количество буровых станков		шт	3	7

Определяем интервал замедления

tз = Wспп · kт мс (6.66)

где kт- коэффициент, зависящий от категории трещиноватости пород

tз = 25,5 мс

Принимаю интервал замедления равный 30 мс.

6.2 Механизация взрывных работ

Механизация заряжания скважин осуществляется с помощью зарядных и забоечных машин.

Зарядная машина М3-4 на базе КрАЗа с емкостью кузова 10 т, для заряжания скважин гранулироватыми ВВ типа граммонит и игданит. Механизация забойки осуществляется с помощью забоечных машин типа

3Б-1. На обслуживание взрывных работ принимаем две зарядные и две забоечные машины.

6.3 Техника безопасности

Транспортирование взрывчатых материалов (ВМ) должно быть организованно в строгом соответствии с ”Едиными правилами безопасности при взрывных работах” § 3.

Перевозка ВМ транспортными средствами предприятий, ведущих взрывные работы (работы с ВМ), а также приемка ВМ предприятиями - потребителями должны осуществляться согласно инструкциям, разработанным в соответствии с требованиями правил (инструкций) перевозки ВМ.

Доставка ВМ должна проводиться по установленным руководителем предприятия (руководителем взрывных работ) маршрутам. Порядок получения ВВ от взрывника и отчета об их доставке определяется руководителем предприятия.

Взрывчатые вещества и средства инициирования необходимо доставлять и перевозить раздельно. СИ и боевики могут переноситься только взрывниками.

При совместной доставке СИ и ВВ взрывник может переносить не более 12 килограмм ВМ. Масса боевиков, переносимых взрывником, не должна превышать 10 килограмм.

При переноске в сумках ВВ без СИ норма может быть увеличена до 24 килограмм.

При доставке ВМ со складов непосредственно к местам работ по разрешению руководителя предприятия ведущего взрывные работы, совместное транспортирование ВВ, СИ и ПВА допускается только при соблюдении следующих условий:

- загрузки транспортного средства не более 2/3 по грузоподъёмности;

- размещения СИ в передней части транспортного средства в специальных, плотно закрывающихся ящиках, с внутренними стенками, обложенными мягкими прокладками со всех сторон,

- разделения упаковок с ВВ и ящиков с СИ способами, исключающими соприкосновение между ними,

- размещения порохов и перфораторных зарядов в заводской упаковке или специальных ящиках и не ближе 0,5 метров от других ВМ,

- закрепления ящиков и другой тары с ВМ, исключающего удары и трение их друг о друга.

К руководству взрывными работами (работами с ВМ) допускаются лица, имеющие законченное высшее или среднее горнотехническое образование, либо закончившие специальные учебные заведения и имеющих ”Единую книжку взрывника” с правом руководства.

Взрывные работы должны выполняться взрывниками (мастерами-взрывниками) имеющими ”Единую книжку взрывника (мастера-взрывника)” с правом производства ВР.

К обучению по профессии взрывника и мастера-взрывника допускаются лица имеющие среднее образование, не моложе 20 лет и стаж работы не менее одного года по специальности, соответствующей характеру работы предприятия.

Все ВМ должны храниться в специальных складах, сооруженных и оборудованных в соответствии с ”Едиными правилами безопасности при производстве взрывных работ”.

Все базисные и расходные склады, а также места для кратковременного хранения ВМ относятся к категории особо важных объектов со строгим режимом охраны и должны охраняться круглосуточно.

Уничтожение ВМ производится по письменному распоряжению главного инженера, технического руководителя предприятием или руководителя взрывных работ. О каждом таком уничтожении должен быть составлен акт.

Уничтожение ВМ должно выполнятся взрывниками под руководством заведующего складом ВМ или лица технического надзора, назначенного руководителем предприятия.

Уничтожение взрыванием следует проводить при помощи доброкачественных ВМ: патронированные ВВ подлежат уничтожению пачками, а детонаторы, ДШ и пиротехнические реле - в любой упаковке зарытыми в землю или другими способами, исключающими разброс не взорвавшихся изделий.

Уничтожение сжиганием подлежат ВМ, не поддающиеся взрыванию. Запрещается уничтожать сжиганием детонаторы и изделия с ними.

Растворением в воде разрешается уничтожать только неводоустойчивые ВВ на основе аммиачной селитры.

Перед началом заряжания на границах опасной зоны должны быть выставлены посты, обеспечивающие ее охрану, а люди не занятые заряжанием, выведены в безопасные места. Сигналы ВР: 1 длинный - предупредительный, 2 длинных - боевой, 3 коротких - отбой.

7. Выемочно-погрузочные работы

Выемка и погрузка горных пород - один из основных процессов при добыче полезных ископаемых на карьерах.

Основная цель организации комплекса выемочно-погрузочных работ состоит в том, чтобы обеспечить максимальное использование технических возможностей выемочного оборудования при соблюдении всех ограничений по технологии, качеству продукции, технике безопасности и т.д.

Главный параметр, определяющий технические возможности экскаватора - его эксплуатационная производительность, которая зависит от вместимости ковша, коэффициента экскавации, продолжительности цикла экскавации и коэффициента использования экскаватора во времени. Эксплуатационная производительность определенного типа экскаватора в конкретных условиях, в основном, зависит от коэффициента его использования во времени и продолжительности цикла экскавации.

Увеличение коэффициента использования экскаваторов во времени, возможно, за счет следующих организационных мероприятий:

- выбора наиболее эффективной организационно-технологической схемы отработки блоков;

- сокращение простоев экскаватора, вызванных организационными и техническими причинами (внеплановые ремонты, выключение электроэнергии, ожидание порожняка, подготовка забоя, взрывные работы и т.д.),

- улучшение качества ремонтов и сокращения их продолжительности,

- выбора наиболее эффективного годового и суточного режимов работы оборудования, при которых достигается максимальная продолжительность оперативной работы.

Производительность одноковшовых экскаваторов значительно увеличивается в результате сокращения продолжительности рабочего цикла экскавации.

7.1 Обоснование выбора оборудования для вскрышных работ

В связи с большой производительностью карьера по добыче угля и интенсивным развитием добычи, а также с учетом применения на добычных работах мощных роторных экскаваторов, для того, чтобы обеспечить фронт работы добычным экскаваторам, проектом принимается на погрузке вскрышных пород экскаватор ЭКГ - 12ус с емкостью ковша 12 мі.

Определяем эксплуатационную производительность ЭКГ-12ус

Qэ = 3600 · Е · kн · kи / tц · kр,мі(7.1.)

где Е- вместимость ковша, мі (таблица 7.2)

tц- фактическая продолжительность рабочего цикла, с (таблица 7.2)

kн -коэффициент наполнения ковша экскаватора

kр -коэффициент разрыхления породы в ковше

kи- коэффициент использования чистого сменного времени работы экскаватора

Qэ = 3600· 12· 0,8· 0,8 / 32· 1,35 = 27648 / 43,2 = 640 мі

Определяем сменную производительность ЭКГ-12ус

Qсм = Qэ · tсм, мі(7.2)

где tсм- продолжительность смены, ч

Qсм = 640· 8 = 5120 мі

Определяем суточную производительность ЭКГ-12ус

Qсут = Qсм · nсм, мі (7.3)

где nсм- количество смен в сутках

Qсут = 5120 ·3 = 15360 мі

Определяем годовую производительность ЭКГ-12ус

Qг = Qсут· Ктр· Ксм·Кз·Кзаб · nс.г.,мі(7.4)

где nс.г.- количество рабочих суток в году;

Ктр - коэффициент использования экскаватора по транспортным условиям;

Ксм - коэффициент использования сменного времени экскаватора;

Кз - коэффициент учитывающий работу в зимних условиях;

Кзаб - коэффициент учитывающий экскавируемость породного забоя

Qг = 15360 ·0,7· 0,83· 0,95· 0,9· 276 = 2105923,277 мі

Определяем необходимое количество экскаваторов ЭКГ-12ус на вскрышных работах

N_{ЭКГ-12ус} = Vг.вскр. / Qг, шт(7.5)

N = 8500000 / 2105923,277 = 4,03 шт

Определяем эксплуатационную производительность ЭКГ-6,3у

Qэ = 3600 · Е · kн · kи / tц · kр,мі(7.6)

Qэ = 3600·6,3·0,8·0,8 / 35· 1,35 = 14515,2 / 47,25 = 307,2 мі

Определяем сменную производительность ЭКГ-6,3у

Qсм = Qэ · tсм, мі(7.7)

Qсм = 307,2 ·8 = 2457,6 мі/см

Определяем суточную производительность ЭКГ-6,3у

Qсут = Qсм · nсм,мі(7.8)

Qсут = 2457,6 ·3 = 7372,8 мі

Определяем годовую производительность ЭКГ-6,3у

Qг = Qсут · nс.г.· Ктр·Ксм·Кз·Кзаб, мі (7.9)

Qг = 7372,8· 270 ·0,7· 0,8 ·0,95· 0,9 = 953126,09 мі

Принимаю один экскаватор ЭКГ - 6,3у для проведения горно-капитальных работ и последующего использования на зачистке угольных забоев.

7.2 Обоснование выбора оборудования для добычных работ

Для экскаватора SRS(k) - 2000 высота черпания Нч=28 м, так как углубку ведём по полезному ископаемому, и после выемки угля приступает вскрышной комплекс. Проектом ограничиваемся высотой уступа Ну=25 м.

Определяем теоретическую производительность SRS(k)-2000

Qтеор = 60 · Е · nр, мі(7.10)

где Е- емкость ковша, л (см. табл. 7.3)

nр - число разгрузок ковшей, разгр/мин (см. табл. 7.3)

Определяем число разгрузок ковшей

nр = m · N разгр/мин (7.11)

где m- число ковшей (см. табл. 7.3)

N - число оборотов роторного колеса, мин

Определяем число оборотов роторного колеса

N = 60 · U / П · D обор/мин (7.12)

где U- скорость копания, м/с (см. табл. 7.3)

D- диаметр роторного колеса, м (см. табл. 7.3)

Определяем забойную производительность SRS(k)-2000

Qз = Qтеор · Кэ · з_Fзаб · Кз · Купр · Кп,мі (7.13)

где Кэ - коэффициент экскавации

з_Fзаб - коэффициент, учитывающий возможное несоответствие расчётного удельного усилия копания экскаватора и фактического среднего удельного сопротивления копанию пород

Кз - коэффициент забоя

Купр - коэффициент качества управления машиной

Кп - коэффициент потерь (просыпей) экскавируемого материала

Определяем сменную производительность SRS(k)-2000

Qсм = Qз · Ки · Ккл · Ктр · tсм,мі (7.14)

где Ккл- коэффициент влияния климатических условий

Ктр- коэффициент, учитывающий влияние транспорта

Определяем суточную производительность SRS(k)-2000

Qсут = Qсм · nсм,мі(7.15)

Определяем годовую производительность SRS(k)-2000

Qг =Qсут · Кпер · Кхх · Квр · Кг · nс.г. · Кв, т (7.16)

где Кпер - коэффициент, учитывающий простои, вызванные передвижкой забойных коммуникаций,

Кхх - коэффициент, учитывающий холостые ходы,

Квр - коэффициент, учитывающий снижение производительности за счёт отработки торцов и врезок в новые заходки,

Кг - коэффициент готовности комплекса,

Кв - коэффициент вскрыши (средняя плотность угля), т/мі

Определяем необходимое количество экскаваторов SRS(k)-2000 на добычных работах:

N_SRS(k)-2000 = Vг.доб. / Qг шт (7.17)

Таблица 7.1

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-12ус

Параметры	Данные
Вместимость ковша, мі Угол наклона стрелы, градус Длина стрелы, м Длина рукояти, м Наибольший радиус копания, м, не более Наибольшая высота копания, м, не более Наибольший радиус разгрузки, м, не более Высота разгрузки при наибольшем радиусе, м, Радиус разгрузки при наибольшей высоте, м, Высота разгрузки, м, не более Радиус копания на уровне стояния, м Радиус вращения хвостовой части поворотной платформы, м Мощность двигателей, кВт: сетевого подъема напора поворота хода Скорость передвижения, км/ч	12ус 45 24 17,5 22,5 15,1 19,9 7,6 19,5 10 14,8 10 1250 2 х 450 190 3 х 190 2 х 100 0,43 28 638 20
Теоретическая продолжительность цикла, с Конструктивная масса экскаватора (без противовеса), т Масса противовеса, т

Таблица 7.3 - Техническая характеристика экскаватора SRS(k)-2000

Параметры	Данные
Теоретическая производительность до, мі/час Рабочая высота при горизонтальной струне, м. Рабочая площадка: продольный уклон,% поперечный уклон,% результирующий уклон,% Самое высокое положение центра колеса, м. Самое низкое положение нижней кромки колеса, м. Длина погрузочной стрелы, м. Длина экскаватора по направлению перемещения, м. Диаметр роторного колеса, м Число ковшей, шт. Емкость ковшей, л Скорость копания, м/с Ширина ленты, м	4500 28 1/3=3 1/3=3 1/3=4,2 26 3 29,5 ок. 80 11 32 350 3,88 и 3,08 1,8

Таблица 7.4

Техническая характеристика перегружателя ARs(k)-5500.95

Параметры	Данные
Теоретическая производительность, мі/час Габариты: высота, м. длина, м. ширина, м. Вылет разгрузочной стрелы, м. Вылет приемной стрелы, м. Диапазон подъема разгрузочной стрелы, м. Диапазон подъема приемной стрелы, м. Наименьший радиус поворота Подключаемая мощность, кВт Ширина конвейерной ленты, м.	5500 44 150 28 98 46,5 от 5,5 до 32 от 7,0 до 25 80 1868 2,0

Таблица 7.5 - Техническая характеристика BRs(k)-2000.65

Параметры	Данные
Теоретическая производительность, мі/час Габариты: наибольшая высота, м наибольшая длина, м наибольшая ширина, м Расстояние от середины машины до середины сбрасывающего желоба, м Расстояние от середины машины до середины разгрузочного желоба, м Диапазон подъема разгрузочной стрелы, м Диапазон подъема приемной стрелы, м Диапазон поворота верхнего строения, м Наименьший радиус поворота Ширина ленты, м Скорость движения ленты, м/сек	5500 23 73 16 41,5 23,5 от 1,0 до 15 от 2,5 до 10 ± 22 12 2,0 4,3

Таблица 7.6

Техническая характеристика экскаватора ЭШ-13/50

Параметры	Данные
Вместимость ковша, мі Длина стрелы, м Угол наклона стрелы, градус Радиус копания, м, не более Радиус разгрузки, м, не более Высота разгрузки, м, не более Глубина копания, м, не более Скорость передвижения машины, м/ч Продолжительность цикла, с Мощность сетевого двигателя, кВт	13 50 35 46,5 46,5 20,5 21 200 39-55 1250

8. Карьерный транспорт

8.1 Транспорт на вскрышном участке

Для вывозки вскрыши принимаем тяговые агрегаты ОПЭ-1 и думпкары 2ВС-105.

Определяем производительность локомотива и инвентарный парк подвижного состава.

Весовая норма поезда определяется из условия равномерного движения по руководящему уклону с полным использованием сцепных сил локомотива Q' и по условию трогания на приведённом уклоне Q'' по следующим формулам

Q' = (Rсц · g ·(1000 · - Wo' - Wiр)) / (Wo' + Wiр),кН (8.1)

Q'' = (Rсц · g · (1000 · трог - Wo'' - Wiприв - Wтрог - 108 a)) / (Wo'

+ Wiприв + Wтрог + 108 · а) кН (8.2)

где Рсц - сцепная масса локомотива, т/с

- коэффициент сцепления приводных колёс локомотива с рель-

сами при движении [4, с.187]

трог - коэффициент сцепления приводных колёс локомотива с

рельсами при трогании с места [4, с.188]

Wiр = iр - удельное сопротивление от уклона, ‰

g - ускорение свободного падения

a - ускорение поезда при пуске, м/с²

Определяем удельное сопротивление от кривизны пути

Wr = 900 / (100 + R) Н/кН (8.3)

где R - радиус кривой пути согласно ПТЭ, м

Определяем удельное сопротивление от кривизны уклона приведённого

Wiприв = Wiтрог + Wr Н/кН (8.4)

где Wiтрог - удельное сопротивление от уклона трогания согласно ПТЭ.

Определяем удельное сопротивление основное движению думпкаров

Wo' = 3,6 + 0,04 · Uгр Н/кН (8.5)

где Uгр - скорость движения груженого локомотива, км/ч

Определяем удельное сопротивление (основное) движению локомотива

Wo''=2,6 - 0,07 · Uгр +0,0025 · Uгр² Н/кН (8.6)

Определяем удельное сопротивление при трогании поезда с места

Wтрог = 800 / go Н/кН (8.7)

где go - нагрузка от оси на рельсы, кН.

Определяем количество думпкаров в составе

nв = Q' / q · (1 + Кт) · g думпк. (8.8)

где q - грузоподъёмность думпкара, т

Кт- коэффициент тары.

Определяем общее количество рейсов, которое необходимо выполнить для выполнения заданного грузопотока

R = (f · Qсут) / (nв · Vгеом) рейсов (8.9)

где f - коэффициент неравномерности движения транспорта;

Vгеом- геометрический объем кузова, мі;

Qсут - суточный грузооборот, м³/сут.

Определяем количество рейсов выполняемых одним локомотивом

Nр = (60 · Т) / Тоб рейсов (8.10)

где Т - продолжительность работы локомотива, ч

Время оборота состава определяется по формуле

Тоб=tпогр + tгр + tразгр + tпор + tож, мин (8.11)

где tож - время простоев в ожидании погрузки и разгрузки принимается

согласно ПТЭ, мин

Определяем время погрузки состава

tпогр=(nв · Vв · tц)/(60 · Е · э), мин (8.12)

Определяем коэффициент экскавации

э = Кн / Кр (8.13)

Определяем время движения груженого и порожнего состава

tгр = (60 L) / Uгр, мин (8.14)

tпор = (60 L) / Uпор, мин(8.15)

где L - расстояние транспортирования до отвала, м

Uгр - скорость движения груженого состава, км/ч

Uпор - скорость движения порожнего состава, км/ч

Определяем время разгрузки состава

tраз = nв · tр, мин (8.16)

где tр - время на разгрузку одного думпкара, мин

Рассчитываем количество рабочих локомотивов

Nраб = R / nр, локомотивов (8.17)

Определяем инвентарный парк локомотивосоставов

Nинв.л = К · Nраб + Nраб, локомотивосоставов (8.18)

где К- коэффициент, учитывающий число локомотивов находящихся в ремонте, в резерве и на хозяйственных нуждах

Определяем инвентарный парк думпкаров

Nинв.д = nв · Nинв.л · Ку, думпкаров(8.19)

где Ку - коэффициент, учитывающий думпкары, находящиеся в ремонте, в резерве и на хозяйственных нуждах.

Определяем производительность локомотивосостава за смену:

Qл.с. = 60 · Тсм · nв · Vгеом / Тоб, мі/см (8.20)

Результаты расчётов приведены в таблице 8.1

Таблица 8.1

Тяговые и эксплуатационные расчеты карьерного транспорта

Показатели	Символ	Ед.изм	ОПЭ-1+2ВС105
Сцепной вес	Рсц	т	360,0
Состав тягового агрегата			ЭУ+ДС+МД
Коэффициент сцепления	Ш		0,26
Скорость движения локомотива	V	Км/час	25
Сила тяги локомотива	Fk	Н	918216,0
Расчётная масса локомотива	P	т	360,0
Основное сопротивление движению		Н/т
Сопротивление вагонов	Wo”	Н/т	48,0
Движению локомотива под током	Wo”	Н/т	52,0
Показатели	Символ	Ед.изм	ОПЭ-1+2ВС105
Движению локомотива без тока	Wx'	Н/т	63,0
Сопротивление поезда в целом	Wo	Н/т	48,604
Сопротивление от уклона пути	Wi	Н/т	392,0
Максимальный уклон пути	i	%о	40,0
Радиус кривой	R	м	300,0
Сопротивление от кривизны пути	Wr	Н/т	40,9
Величина уклона пути	i	%о	40,0
Полное сопротивление при движении поезда	W	Н/т	1147104,4
Масса прицепной части поезда	Q	т	2022,3
Ускорение при трогании	a	м/с2	0,050
Тормозные расчёты		кН
Действительное нажатие колодок	К	Н	1536,0
Действительный коэффициент трения	цk		0,116
Тормозная сила поезда	Bk	Н	171175,0
Удельная тормозная сила	bk	Н/т	74,8
Время подготовки тормозов	to	сек	0,5
Подготовительный тормозной путь	Sn	м	4,2
Действительный тормозной путь	Sп	м	303,4
Полный путь торможения	Sт	м	307,6
Эксплуатационные расчёты
Средняя длина транспортирования в один конец	s	м	4500
Техническая производительность экскаватора ЭКГ-12ус	Qэкс	т/ч	882,0
Ёмкость вагона типа ВС	Vд	м3	48,5
Грузоподъёмность вагона типа ВС	q	т	105,0
Масса тары вагона типа ВС	qт		48,0
Коэффициент тары вагона	Кт		0,4571
Грузоподъёмность моторного думпкара	q”	т	45,0
Полезная масса состава	nq	т	1432,8
Расчётное количество вагонов в составе	n'	шт	13,1745
Принимаю число вагонов в составе	n	шт	13,0
Показатели	Символ	Ед.изм	ОПЭ-1+2ВС105
Время погрузки состава	tп	час	0,61
Время движения порожнего состава	tпор	час	0,39
Время движения гружёного состава	tгр	час	0,46
Время разгрузки состава на отвале	tр	час	0,30
Время задержки на станции и в целом	tож	час	0,16
Время оборота локомотивосостава	То	час	1,9
Мощность разреза по вскрыше	Qлок	м3	8000000
Число суток работы по процессу	Тдн	дней	365
Необходимое число рейсов в сутки	Rсут	Р/сут	67
Число оборотов одного локомотивосостава	r	Р/сут	12
Принимаю число локомотивов в работе	Nраб	лок	6
Число локомотивов в ремонте	Nрем	лок	1
Число локомотивов в резерве	Nрез	лок	1
Число локомотивов на хозработах	Nхоз	лок	1
Итого локомотивов	Nи.п	лок	13
Инвентарный парк думпкаров	Nид	дум	130
Расход энергии	Адв	кВт/час	5650
Напряжение в питающей сети	U	В	10000
Вид питающего напряжения			переменный
Ток потребляемый в сети	I	А	565
Коэффициент мощности	K		0,2
Скорость движения на руководящем подъёме	Vp	км/час	15

8.2 Транспорт на добычном участке

В связи с высокой годовой производственной мощностью разреза по углю проектом принято использовать мощный и высокопроизводительный конвейерный транспорт. Разработку полезного ископаемого в границах карьерного поля №7 планируем производить по принципу комплексной механизации, которая заключается в применении поточной технологии, при максимальном совмещении отдельных операций на выполнении основных процессов по добыче угля, перемещение груза по кратчайшему пути, сокращая числа и объемы вспомогательных работ.

Транспортировка угля осуществляется на технологический комплекс разреза двумя конвейерными линиями, включающими систему забойных, соединительных, подъемных и магистральных конвейеров. Конечная точка элементарного грузопотока - усреднительный склад полезного ископаемого, где формируется потребительское качество полезного ископаемого.

Определяем теоретическую производительность технологического комплекса

Qт.к. = Крез · Qэ_SRs(k),мі/ч (8.21)

где Крез - коэффициент резерва мощности

Qэ_SRs(k) - теоретическая производительность SRs(k) - 2000

Qтк = 1,2*2604 = 3124,8 т/час

Определяем сменную производительность комплекса оборудования

Qт.к.см=Q_SRs(k) · Ки · Кг · Кз · Тсм, мі/см (8.22)

где Кз- коэффициент учета зимних условий

Qт.к.см = 2604*0,83*0,97*0,95*8 = 15933 т/см

Определяем коэффициент использования одной конвейерной линии в течение смены

Ксм = Тсм - Тпр / Тсм (8.23)

где Тпр- суммарное время нетехнологических перерывов, ч

Ксм= 8-1,34/8 = 0,83

В соответствии с требуемой производительностью конвейерных линий, считаем целесообразным принять скорость движения ленты конвейера, при работе одного роторного экскаватора SRS(k) - 2000 на одну конвейерную линию - 4 м/сек.

Расчётный грузопоток для забойных, соединительных, подъёмных и магистральных конвейеров определим по формуле

Qр = (Qсм*Кн) / (Тсм*Км), м3/час (8.24)

где Qсм - суммарная сменная производительность комплекса, м3/час

Кн - коэффициент неравномерности загрузки конвейера;

Км - коэффициент машинного времени;

Тсм - продолжительность работы конвейерной линии в смену.

Qр = (9121,4*1,5)/(6*0,75) = 3040 м3/час

Исходя из расчётного грузопотока видно, что комплект ленточных конвейеров с теоретической производительностью 5250 м3/час выбран верно.

Произведём проверку производительности конвейера по ширине ленты по формуле

Вл = 1,1*(vQр/(с*V*K)) + 0.05, м (8.24)

где с - коэффициент производительности;

V - паспортная скорость движения ленты конвейера;

К - коэффициент учитывающий угол наклона конвейера.

Вл = 1,1*(3040/(v625*4,6*0,95))+0,05 = 1,21 м

Исходя, из полученных данных, проектом принимаем ширину ленты 1,8 метров, тип ленты - резинотканевая «1.2 ШМ», трудно воспламеняющаяся, морозостойкая от -45 до +60, для транспортирования кусков угля до 500 мм, (масса 1 погонного метра ленты - 21 кг).

Принимаем конвейер, имеющий трехроликовые гирлянды на груженой ветви (диаметр одного ролика 194 мм, вес гирлянды 122 кг) и однороликовые гирлянды на порожней ветви конвейерной линии (диаметр одного ролика 159 мм, вес гирлянды 47 кг). Угол откоса груза принимаем j = 16є. Угол расположения роликов относительно горизонтали принимаем = 35є. Расстояние между роликовыми гирляндами (роликами) при плотности транспортируемого груза 1,54 т/мі на грузовой и порожних ветвях соответственно 1 и 3 метра.

Рисунок 8.1 - Расположение груза на роликоопорах

Для определения мощности приводной станции определяем тяговое усилие Wo на приводном барабане конвейера по формуле

Wо = К · (q + 2qл +qр' + qр'') · L · w'' · cos в + q · H,Н (8.25)

где К-коэффициент сопротивления на головных и хвостовых станциях

L - максимальная паспортная длина конвейера, м

w'- коэффициент сопротивления движению ленты на груженной ветви [6, с. 281]

в - угол наклона площадки, где расположен конвейер, градус

Н - высота подъема, м

Для определения мощности приводной станции определяем тяговое усилие Wо на приводном барабане конвейера по формуле

Wо = Wг + Wп (8.26)

где Wг и Wп - сопротивление движению ленты гружёной и порожних ветвях конвейера соответственно, Н

Wг = k'g*L*((q2+qn)*W2 + qp”*W1 + (q1 + qn)*sinB));(8.27)

Wп = g*L*(q*W2*cosB + qr”*W1+qn*sinB)(8.28)

где k' - коэффициент учитывающий дополнительное сопротивление движению ленты в местах погрузки или разгрузки;

L - максимальная паспортная длина конвейера;

qr- масса груза приходящаяся на 1 метр ленты;

qn - масса 1 кг ленты;

qp' и qp” - масса вращающихся частей, приходящаяся на один метр соответственно рабочей и порожней ветвей конвейера;

W2иW1 - коэффициенты сопротивления движению ленты соответственно на гружёной и порожней ветвях конвейера.

Wг=1,11*9,81*900*(922,5+68,6)*0,03+82*(322,5+68,6)*sin0)=139,094кН

Wп = 9,81*900*(68,6*0,035*cos0 +47*0.0035+68.6*sin0) = 35713 Н

Отсюда, тяговое усилие равно:

Wо = 139094,1+35713 = 174807,1 Н

Проверку мощности двигателей приводной станции конвейера находим по формуле

Nр = (Wo*V)/(1000*N)*Кр, кВт (8.29)

где Кр - коэффициент резерва мощности;

N- КПД механической передачи

Nр = (174807,1*4,6)/(1000*0,85)*1,2 = 1135,2 кВт

Так как паспортная мощность выбранной приводной станции Nп = 1500кВт, следовательно Nп больше Nр, и выбранный тип конвейера обеспечит транспортирование необходимого объёма горной массы.

Натяжение ленты определяем методом обхода контура. За начальную точку принимаем точку 1 (рисунок 8.2) сбегания ленты с последнего по ходу приводного барабана.

Принимаем двухбарабанный привод с общим углом б обхвата барабанов лентой из формулы

б =б1 + б2 (8.30)

б = 160? + 200? = 360?

Для обеспечения нормальной работы конвейера без проскальзываний должно выполняться условие

Sнб?Sсб*Iє (8.31)

где Sнб и Sсб - натяжение ленты в точке набегания и сбегания с приводных барабанов, Н

Iє - тяговый фактор.

Натяжение ленты в точке сбегания определяется по формуле

Sсб = Кт*(Wo/(Iє-I)), Н (8.32)

где Кт=1,2 - коэффициент запаса сил трения

Sсб = 1,2*(174807,1/(6,6-1)) = 38139.7 Н

Рисунок 8.2 - Схема для определения основных параметров конвейеров

Вычислим натяжение ленты в остальных точках контура для данного случая и занесем результаты в таблицу 8.1. Коэффициенты возрастания натяжения ленты К1 и К2 при углах 90? и 180? соответственно равны 1,03; 1,06.

Таблица 8.1

Значения натяжения ленты в различных точках контура

Выражение	Сила натяжения в точках 1-5	Результат, Н
S1 = Sсб	S1 = 38139.7	38139.7
S2 = k1 · S1	S2 = 1,03 *38139.7	39283.9
S3 = S2+Wп	S3 = 39283.9 + 3220	42503.9
S4 = k2 · S3	S4 = 1,06 · 42503.9	45054.1
S5=S4+Wr=Sнб.р	S5 = 45054.1+ 271686	316740

Для обеспечения нормальной работы конвейера без проскальзываний должно выполнятся условие Sнб.р < Sсб · е^мб подставляя значения, получим

316740 ? 37458 · 6,6 = 316740 ? 345246 (8.35)

Полученные значения показывают, что данные натяжения на участках конвейера обеспечивают его нормальную работу без проскальзывания.

Усилие на натяжном устройстве (вес натяжного груза) равно сумме натяжения ленты в точках её набегания и сбегания с натяжного барабана и определяется как

Рн = S1 + S2, кН (8.33)

Рн = 38,1 + 39,3 = 77,4 кН

Для резинотросовых лент расчёт на прочность определяется по фактическому запасу прочности по формуле

mф= (Gp*Bп)/Smax?m (8.34)

где Gр - разрывное усилие резинотросовой ленты (2500Н);

Smax = Sнб - максимальное натяжение ленты, кН;

m = 7, коэффициент запаса прочности.

mф = (2500*1800)/217850 = 20,6? 7

Значит коэффициент запаса прочности выбранного типа ленты больше минимального, необходимого запаса прочности.

Запуск конвейеров в работу осуществляется на дистанционном управлении или с местного пульта управления машинистом конвейера. Запуск системы конвейеров должен быть сблокирован так, чтобы конвейерная линия запускалась после того, как на переднем конвейере скорость ленты достигает рабочей нормы. Плановая остановка конвейерной системы производится

На первых подъемных конвейерах на каждой конвейерной линии устанавливаем установки для металлоулавливания.

9. Отвалообразование

Назначение отвальных работ - наиболее рационально и экономично складировать пустые породы при строительстве карьеров и эксплуатации месторождений полезных ископаемых.

Особое значение отвальные работы приобретают при транспортной системе, когда вскрыша полностью доставляется транспортными средствами на отвалы и размещается в них. Так как объёмы вскрышных работ бывают значительными, то отвалами занимаются значительные площади. В связи с этим к отвальным работам предъявляются следующие основные требования.

1. Под отвалы по возможности следует использовать земельные площади, не пригодные для сельского хозяйства.

2. Механизация отвальных работ должна соответствовать средствам транспортировки пород и выбирается из условий минимальной себестоимости укладки породы в отвал.

3. Для бесперебойного приёма породы от вскрышных экскаваторов, кроме действующих тупиков, необходимо иметь оборудованный резервный тупик.

4. Расстояние транспортирования пород должно быть минимальным.

Высота отвалов не должна превышать высоты, допустимой по условиям устойчивости и безопасности работ.

Проектом принимается один породный отвал, ёмкостью 255,24878млн. м³ (см. табл.3.1). Годовой объём пород вывозимых в отвал будет 5,66 млн.м³. Исходя из больших объемов, вывозимых в отвал, принимаем способ экскаваторного отвалообразования и используем экскаваторы типа ЭКГ-12,5 и ЭШ-13.50. Для вспомогательных работ принимаем бульдозеры ДЭТ-250.

Процесс отвалообразования экскаваторами осуществляется следующим образом. На отвальном уступе экскаватор устанавливается на рабочей площадке, ниже отметки головки рельсов разгрузочных путей на 4 - 6 метров. В пункте разгрузки состава экскаватор создаёт приёмную яму обычно на длину 1 - 2 думпкаров и ёмкость, обеспечивающей разгрузку 2 - 4 думпкаров. Состав с породой, поданный на отвал, устанавливается против приёмной ямы, и вагоны разгружаются по одному-двум, с постепенной протяжкой состава. Экскаватор отгружает породы: впереди себя, создавая площадку для продвижения вперёд; в бок с поворотом на 180?, используя максимально радиус разгрузки ковша, чтобы сократить число передвижек и увеличить приёмную способность отвала; позади себя до отметки кровли уступа, учитывающей последующую усадку пород. Экскаватор продвигается вперёд настолько, чтобы рабочие размеры позволяли повторять все операции по отгрузке пород и формированию отвала. Произведя отвалообразование на всей длине тупика, экскаватор делает новую рабочую площадку, поверхность осыпанных пород планируется, и краном перекладываются железнодорожные пути в новое положение. После этого цикл работ повторяется.

Отвалообразование производим в два яруса.

Первый ярус отсыпает экскаватор ЭКГ-12,5(16), на высоту 30м и радиус разгрузки 19,9м. На втором ярусе складирование производит экскаватор драглайн ЭШ-13.50. Драглайн отсыпает на высоту 30м и радиус разгрузки 46,5м.

Определяем эксплуатационную производительность ЭКГ-12,5

Qэ = 3600 * Е * kн * kи*kз*kтр / tц * kр, мі (9.1)

Qэ = 3600*12,5*0,8*0,83*0,95*0,7/28*1,35 = 499,3 м3

Определяем сменную производительность ЭКГ-12,5

Qсм = Qэ · tсм мі (9.2)

Qсм = 3994,8м³

Определяем суточную производительность ЭКГ-12,5

Qсут = Qсм * nсм*kис, мі (9.3)

Qсут = 9947,2 м3

Определяем годовую производительность ЭКГ-12,5

Qг = Qсут · nс.г., мі (9.4)

Qг = 2626052,3 м3

Определяем эксплуатационную производительность ЭШ - 13/50 по аналогичной методике

Qэ = 3600 · Е · kн · kи ·kз ·kтр / tц · kр,мі(9.5)

Определяем сменную производительность ЭШ-13/50

Qсм = Qэ · tсм мі (9.6)

Определяем суточную производительность ЭШ-13/50

Qсут = Qсм · nсм · kис,мі (9.7)

Определяем годовую производительность ЭШ-13/50

Qг = Qсут · nс.г.,мі (9.8)

Определяем необходимое количество экскаваторов на отвальных работах

N_ЭКГ-12,5 = Vг.вскр. / Qг, шт (9.9)

N = 5660000/2626052.3 = 2.15 шт

N_ЭШ-13/50=Vг.вскр.-(Qг_{ЭКГ-12,5(16)}·N_{ЭКГ-12,5(16)})/Qг_ЭШ-13/50,шт(9.10)

Принимаю на отвальных работах 2 экскаватора ЭКГ-12,5 и один экскаватор ЭШ-13/50. при производстве работмеханической лопатой экскаваторный отвальный уступ делят на два подуступа: верхний (высотой 10 м) и нижний (высотой 25 м). На кровле верхнего подуступа располагаются транспортные пути, а на кровле нижнего - экскаватор. Для размещения пород мелкой фракции применяют экскаваторы-драглайны типа ЭШ 13/50.

Определяем шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике при использовании экскаватора ЭКГ-12,5 и ЭШ 13/50

Ао = vRчІ - (lб / 2)І + Rр м (9.11)

где lб-длина фронта разгрузки, равная длине 2-х думпкаров, м

Ао.эш = v46,52 - (352/4) + 66,5 = 100 м

Ао.экг = v15,62 - (202/4) + 20 = 32 м

Определяем приемную способность отвального тупика между двумя передвижками рельсового пути

V = Lтуп · hя · Ао / Кр м (9.12)

где Lтуп- длина отвального тупика, м

hя- высота яруса отвала, м

Vэш = 35*764*100*1,2 = 2228333 м3

Vэкг = 35*1528*32/1,2 = 1426133,3 м3

Число суток работы отвального тупика между двумя передвижками пути:

Тэш = 2228333/8712,1 = 255,8 суток

Тэкг = 1426133,3/9947,2= 143 суток

9.1 Рекультивация земель нарушенных горными работами

Рекультивация отвалов производится в два этапа.

Технический этап включает подготовку для последующего целевого использования в народном хозяйстве. К нему относятся: планировка, формирование откоса, снятие, транспортирование и нанесение почв и плодородных пород на рекультивируемые земли, строительство дорог, гидротехнических сооружений.

Биологический этап предусматривает мероприятия по восстановлению плодородных земель, осуществляемых после технической рекультивации. К нему относится комплекс агротехнических и фитомелиоративных мероприятий, направленных на возобновление флоры и фауны, восстановления их хозяйственной продуктивности. Биологическим этапом завершаются почти все направления рекультивации.

Технический этап рекультивации является составной частью общего технологического процесса горных работ. Ряд работ технического этапа, таких как снятие почвы, формирование отвалов необходимой формы, строительство водоёмов и другое, выполняется в процессе ведения горных работ основным технологическим оборудованием.

Величина опережающего снятия плодородного слоя почвы по отношению к верхнему вскрышному уступу, или нижнему ярусу внешнего отвала не должна превышать годового подвигания фронта горных (отвальных) работ.

Планировка поверхности отвала должна производится в соответствии с принятым направлением рекультивации в два этапа. Вторичная планировка производится после окончательной усадки отвала, период который определяется проектом, но не должен быть менее двух лет.

Нанесение почвы на поверхность отвала производится только после вторичной планировки. Считаю целесообразным производить технологию восстановления откосов отвалов с наименьшими затратами путём покрытия их потенциально плодородными породами (землёй) с последующим задернением травой и кустарниками. На межъярусных и верхних площадках рекультивация заключается в планировании плодородного слоя бульдозерами на этих площадках с последующей рассадкой кустарников.

Пожароопасные отвалы рекультивируются только после работ по предупреждению их самовозгорания. Обработка поверхности отвалов антипирогенными веществами, токсичными для растений, должна производится инъектированием на глубину не менее 3 м.

10. Осушение и водоотлив

Осушение поля №7 проектом предусмотрено подземным способом. Дренажная система включает в себя комплекс подземных горных выработок, восстающих и водоспускных скважин. Она сооружена на горизонте +120м и +20м, которые вскрываются наклонными стволами: со стороны р-за «Богатырь» используется наклонный ствол со стороны стационарного борта поля №7.

Дренажные выработки горизонта +120м обеспечивают осушение пород вскрыши на период строительства разреза и снятия гидростатического напора в стационарном борту разреза. С этой целью трасса штрека приходится на расстоянии 30-40 м по нормали от почвы угольного пласта 3 в породах междупластия пластов 3 и 4. Сооружаются околоствольный двор с водоотливным комплексом, два орта и квершлаг со стороны штрека к вентиляционным скважинам диаметром 800 мм. Общий уклон всех выработок направлен к водоотливному комплексу у наклонного ствола шахты №1 р-за «Богатырь».

Дренажный штрек горизонта +20м проведен непосредственно по угольному пласту 3 с целью осушения пород вскрыши и продуктивной толщи. Здесь также сооружается околоствольный двор с водоотливным комплексом у наклонного ствола поля №7, шесть ортов и квершлаг от штрека к вентиляционным скважинам главного проветривания диаметром 800 мм. Общий уклон всех выработок выдерживается к водоотливному комплексу у наклонного ствола поля №7.

Водоспускные скважины (диаметром 600 мм) бурятся с поверхности каждой нарезаемой разрезной траншеи на орты, штреки и квершлаги.

Бурение дренажных восстающих скважин осуществляется из специальных камер, пройденных с интервалом 300 м в подземных горных выработках - штреках, квершлагах, ортах; из каждой камеры веерообразно бурится 6 скважин диаметром 150 мм и длиной до 300 м (без крепления обсадными трубами).

Выдача дренажных вод на поверхность осуществляется: с горизонта +120 м - по водоотливным скважинам, пробуренным с поверхности на трубный ходок горизонта +20м - по трубопроводам, проложенным по наклонному стволу поля №7. На случай возможного затопления водоотливных устройств ливневыми и паводковыми водами предусмотрена изоляция дренажного штрека горизонта +120м с обеих сторон и околоствольного двора горизонта +120м у наклонного ствола поля №7 водонепроницаемыми перемычками с регулируемым выпуском воды (по производительности насосных установок). [7 с. 88]

Откачиваемая с разреза вода по трубопроводу направляется в озеро «Акбидаик».

Рисунок 10.1 - Схема осушения поля №7

где 1, 2, 3 - выработки соответственно осушающие на разрезе «Богатырь», проектируемые по углю по породе;

4, 5 - кровля и почва пласта №1 (ГОР, +20 М);

6, 10 - почвы пластов соответственно 2-го (гор. +20), 3-го (гор. +20м, кондиционный слой);

11, 12 - стволы наклонные соответственно №1 разреза «Богатырь» и разреза « Восточный»;

13, 14 - разведочные поля №7 и №8;

10.1 Определение притоков грунтовых, поверхностных и атмосферных вод в карьере

Основные притоки, воздействующие на угольные разрезы, формируются, главным образом, за счет статистических запасов грунтовых вод, приуроченных, как правило, к зонам тектонических нарушений и выветренной зоне угольных пластов. Условие питания и накопление подземных вод в целом по бассейну обусловлены засушливым климатом района и малым количеством осадков.

Пополнение вод происходит преимущественно за счет фильтрации атмосферных осадков в местах, где горные породы обнажены и имеют густую решетку трещиноватостей. Питание водоносного горизонта осуществляется, главным образом, в северно-восточной и восточной частях мульды, а так же на площадях водосбора озер Экибастуз и Карабидаик. Источниками питания подземных вод являются так же зоны перемятин.

Определяем статический приток воды, пересчитанный на часовой приток

Qст = (Кв*V)/8760, м3/час (10.1)

где V - годовой объём вынимаемой горной массы (уголь+вскрыша), м3/год

Кв - коэффициент водоотдачи

Qст = (0,025*17333333) / 8760 = 49,46 м3/час

Приток воды от атмосферных осадков определяется по формуле

Qат = (Ar / Fk) / (1000*8760), м/час (10.2)

где Ar - годовое количество осадков, м3/год

Fk - площадь карьера в плане, м2

Qат = (220*5010000) / (1000*8760) = 126 м/час

Приток воды в разрезе от инфильтрации атмосферных осадков определяется по формуле

Qинф = ((К1*Ar) * (Fc - Fk)) / (1000*8760), м3/час (10.3)

где К1 - коэффициент инфильтрации

Qинф = ((1,1*220) * (7467170 - 11638300)) / (1000*8760) = - 95 м3/час

Отсюда следует, что инфильтрация отсутствует.

Количество подземных вод притекающих в разрез принимаю по практическим данным 140 м3/час.

Испарения из разреза определяются по формуле

Qисп = (Аисп * Fk) / (1000*8760), м3/час (10.4)

где Аисп - испарение с поверхности разреза за год, мм

Qисп = (44 * 5010000) / 8760000 = 25,2 м3/час

Среднегодовой приток определяется по формуле

Qk = Qст + Qат + Qинф + Qпод - Qисп, м3/час (10.5)

Qk =49,46 +126 + 0 + 140 - 25,2 = 290,26 м3/час

Часовая производительность насосных установок определяется по формуле

Qp = (24 * Qk) / Птб, м3/час (10.6)

где Птб - время откачки воды в сутки (предварительно 20 ч)

Qp = (24*290,26) / 20 =348 м3/час

В соответствии с ПТБ водоотливные установки оборудуются одним рабочим и одним резервным нагнетательным ставом.

Для расчёта диаметра трубопровода принимаю скорость движения воды по техническим условиям (2,5м/сек).

Необходимый диаметр трубопровода определяется по формуле

Dтр = (4 * Qp) / (3600 * п * V), мм (10.7)

Dтр = (4*348) / (3600*3,14*2,5) = 0,049 мм

Диаметр трубопровода принимаю равный 50 мм.

Определю расчётную скорость движения воды

Vp = (4 * Qp) / (3600*п*Dтр), м/с (10.8)

Vp = (4*348) / (3600*3,14*0,05) =0,7 м/с

Определю напор насосной установки

Нр = Hr+(K3*(L/Dтр)+K4І+1)*VpІ, м (10.9)

Нр = 305+(0,04*(473/0,3)+25+1)*0,7І = 449 м

Геодезическая высота подъёма воды определяется по формуле

Hr = Hн + Hвс + Hп, м

где Нн - глубина расположения насосной установки, м;

Нвс - высота всасывания, м;

Нп - превышение трубопровода над отметкой

промплощадки разреза, м

Hr = 300 + 3 + 2 = 305 м

Длина трубопровода определяется по формуле

L = (Нн + Нп + Lвс + Lик + Ни) * ((I-sin(b))/sin(b)) + L1, м (10.10)

где L1 - длина трубопровода на поверхности разреза, м

b - угол наклона трубного ходка в насосной камере, градус.

L = (300+2+5+20+15)*((1-0,7)/0,7)+40)) = 373 м

Основываясь на предыдущих расчётах выбираю насос ЦНС - 300.

Число ступеней определю по формуле

Z = Нр / Нст (10.11)

Z = 449/125 = 3,6

Принимаю 4 ступени.

Потребная мощность двигателя определяется по формуле

N = 1,1*(1000*Qp*Hp) / (3600*102*np), кВт (10.12)

N = 1,1*(1000*603*449) / (3600*264*0,71) = 441 кВт

Принимаю электрический двигатель типа ВАО 143-4 (N = 500кВт, n = 1250об/мин)

Годовой расход электроэнергии на водоотлив определяется по формуле

Е = (1,05*1000*Qp*Hp) / (3600*264*nн*nдв*nс), кВт/год (10.13)

Е=(1,05*1000*603*449)/(3600*264*0,71*0,954*0,95) = 3393429 кВт/год

11. Охрана окружающей среды

Проектные решения по защите окружающей среды должны отвечать требованиям и быть оптимальными.

Согласно действующим положениям объёмы выбросов газов и пыли в атмосферу не должны превышать значений, при которых в атмосфере, вблизи жилых массивов, концентрация вредных примесей не должна превышать санитарных норм.

Основные требования, ограничивающие нарушение земельных участков при ведении открытых горных работ, состоит в следующем: предприятия обязаны выплачивать одновременную компенсацию за изымаемую землю или передать землепользователям равноценные участки рекультивируемых земель.

Величина компенсации определяется затратами на освоение новых земель, или в пределах 5-20 тыс. тенге за 1га.

Предприятия обязаны в ходе работ или не позднее годового срока после завершения работ, привести за свой счёт земельные участки в состояние, пригодное для использования их по назначению.

В условиях разреза могут иметь место скопления ядовитых газов и пыли. Поэтому, доступ рабочих на рабочие места, разрешается только после полного проветривания разреза в местах взрыва.

Доступ в разрез разрешается после замера содержания ядовитых газов в воздухе и их соответствие санитарным нормам, то есть содержание кислорода должно быть 20% и углекислого газа не более 0,5%. (11, с. 82)

Наибольшую опасность по запылению атмосферы разрезов представляют буровзрывные работы. При отсутствии средств борьбы с пылью запыленность достигает 200-400 мг/мі и более, а в результате массового взрыва образуется пылегазовое облако. К числу газов, выделяющихся при взрывных работах, относятся оксиды углерода и азота. Интенсивное пыле и газообразование происходит при выемочно-погрузочных работах, при работе колесного транспорта (запыленность вдоль дорог достигает 100-200 мг/мі). Наибольшую опасность представляет также и усреднительно-погрузочный комплекс. Поэтому необходимо применение орошения в местах перегрузки.

Для снижения запыленности воздушной среды при технологических процессах производят следующие мероприятия: засыпку поверхностей слоем щебня, укладку полотен из синтетических материалов, посадку культурных и дикорастущих растений на поверхностном слое укрепляемых пород или внесение в этот слой культур бактерий (железосульфатобактерий), что увеличивает вязкость пород; сокращение площади боковых поверхностей отвалов посредством уменьшения высоты и придания им геометрически правильной формы.

Для предупреждения пылеобразования при производстве массовых взрывов необходимо предварительное орошение водой или растворами поверхностно-активных веществ участков карьера, подготавливаемых к взрыву. Применение воздушно-механической пены, для покрытия поверхности транспортируемого материала, снижает запыленность воздуха.

Внедрение методов гидропылеподавления и систематической обработки дорог.

Замена дизельной техники на оборудование с электроприводом, замена автомобильного транспорта - железнодорожным, конвейерами.

Контроль за состоянием атмосферы производятся путем регулярных замеров температуры воздуха и его влажности, скорости и направления ветра, атмосферного давления и запыленности воздуха. Отбор проб для анализа производится не реже одного раза в квартал.

Для ликвидации вредного воздействия дренажных вод предусмотрена подача их на очистные сооружения с дальнейшим использованием для пылеподавления в разрезе.

Хозяйственно-бытовые сточные воды по напорным трубопроводам направляются на очистные сооружения.

Для пылеподавления на отвальных работах, предусматривается разгрузка ковша с высоты 1-3м.

12. Ремонт горного и транспортного оборудования

Открытый способ ведения горных работ в условиях Экибастузского угольного бассейна представляет неограниченные возможности применения мощного и сверхмощного оборудования, габариты, вес и производительность которого не ограничиваются горными условиями, что нашло отражение в данном проекте.

Высокий уровень механизации карьера, оснащение его разнообразным и мощным оборудованием, индустриальный характер работы - при круглогодовом и круглосуточном режиме работы оборудования - требует строгой организации технической эксплуатации этого оборудования, чем в значительной степени определяется эффективность использования механического оборудования, надежность его работы.

Ремонт машин составляет неотъемлемую часть их эксплуатации, а ремонтные базы являются неотъемлемой частью общего промышленного комплекса современных карьеров.

Система ремонтов машин и оборудования должна строиться на принципе предупреждения и полного исключения аварийных износов деталей и узлов. Этим принципам отвечает выработанная практикой, система планово-предупредительных ремонтов (ППР).

Под системой ППР понимается комплекс взаимосвязанных положений по техническому обслуживанию и ремонту оборудования с целью поддержания его работоспособности.

Система ППР включает планирование, подготовку и выполнение технического обслуживания и ремонта в требуемом объёме и в установленные сроки.

Сущность системы ППР заключается в том, что после наработки установленных объёмов или машино-часов производятся различные виды ТО и ремонтов оборудования, последовательность и периодичность которых определяется ресурсами деталей, узлов и агрегатов, условиями эксплуатации оборудования.

Общие положения о ремонте:

Структурой ремонтного цикла основного оборудования разреза предусмотрено проведение следующих видов ремонтов

- капитального (К)

- среднего (С)

- текущего (Т)

Положением о ППР согласно (приказа), предусматривается двухцикловая система ремонтов. уголь карьер разрез порода

По первому циклу ремонтируется вводимое в эксплуатацию из монтажа оборудование, по второму циклу - оборудование, которое прошло капитальный ремонт.

Периодичность, продолжительность и трудоёмкость ремонта амортизационного оборудования устанавливаются предприятием в каждом конкретном случае с учётом его технического состояния.

Ремонтные работы при текущих ремонтах выполняет обслуживающий персонал и ремонтные бригады в специально отведённое время в объёмах установленных заводом изготовителем.

Капитальные ремонты осуществляют с целью устранения неисправностей и полного, или частичного восстановления ресурсов. В результате проведения капитального ремонта машине возвращаются все ее паспортные эксплуатационные показатели: производительность, грузоподъемность, скорость и т.д.

Главная форма организации капитального ремонта, выполняется с привлечением ремонтных организаций.

Аварийные ремонты возникают в результате аварийных повреждений оборудования. По объёму ремонтных работ могут носить характер текущих, или капитальных.

Принимаем на горно-транспортном оборудовании агрегатно-узловой метод ремонта, при этом ремонтируемое оборудование разбиваем на узлы и агрегаты, которые ремонтируются и сдаются на склад ремонтного подразделения, а имеющиеся агрегаты и узлы на складе монтируются на оборудовании. За счет этого сокращается время ожидания ремонта.

Ремонтируем оборудование на ремонтных площадках. Она должна располагаться на целике, иметь ровное покрытие, подъездные пути, обеспечена электропитанием.

Оборудование обеспечивается системой технического обслуживания, предусматривающего проведение ежесменного (ЕО), ежесуточного (Со), еженедельного(НО), сезонного(СЗО). Ежемесячно предусматривают ремонтный осмотр (РО).В рамках ремонтного цикла предусматриваем текущий(годовой)(Т), средний(С), капитальный(К) ремонты.Проведение вида ремонта зависит от количества горной массы экскавируемой машиной (переработано) с последнего ремонта.

Таблица 12.1

Нормы и продолжительность ремонтов

Оборудование	Т	С	К
ЭКГ-12,5	3,6/26	7,5/35	15/70
ЭКГ-6,3У	2,3/35	7,4/35	14,5/61
ЭШ-13.50	2,5/35	7,5/35	15/62
SRs(k)-2000	9/45	27/80	54/110
BRs(k)-2000.65	9/45	27/180	54/180
ARs(k)-5500.65	9/45	27/180	54/180
УПМ	3,5/40	10,5/55	21/90
Штабелеукладчик	3,5/40	10,5/55	21/90

13. Электроснабжение карьера

Для электроснабжения горных работ принимаем схему с изолированной нейтралью. Для питания силовых электроприёмников принимаем переменный трёх фазный ток со следующими эксплуатационными напряжениями: 6кВ - для питания экскаваторов и перегрузочно-погрузочных машин; 0,4кВ - для бурового оборудования, освещения и других силовых токоприёмников. Схему электроснабжения разреза применяем комбинированную, расположение фидеров радиально-двухступенчатое.

Питание главная понизительная подстанция разреза получает от главной понизительной подстанции города двухцепной линией 110 кВ. От ГПП 110/35/6 кВ, посредством двух фидеров 35 кВ, запитывается передвижная подстанция 35/6 кВ, которая снабжает электроэнергией с помощью фидеров 6 кВ вскрышной участок. От ГПП в свою очередь фидерами 6 кВ запитаны: роторные экскаваторы, конвейеры, освещение, дренажная шахта и отвал.

Роторные и одноковшовые экскаваторы подключаются к воздушным линиям через приключательные пункты типа ЯКНО-10У и далее по гибкому кабелю.

Буровые станки и другие низковольтные потребители подключаются к ПКТП-6/0,4, которая запитана от воздушной линии 6 кВ.

Роторные экскаваторы SRs(k)­2000, межуступные и забойные перегружатели подключаются при помощи передвижных ВЛ-6 кВ и кабельных барабанов, СКП-1200/150 с ёмкостью барабана для кабеля 1200 + 150 м. Подключение оборудования к ВЛ-6 кВ осуществлено через приключательные пункты ЯКНО-6эр.

Электроснабжение подъёмных, соединительных и магистральных конвейеров выполнено от стационарных подстанций 6/0,4 кВ с распредустройством 6 кВ расположенных на бортах разреза.

Разводку кабелей 6 кВ от подстанции 35/6 кВ по всем подстанциям 6/0,4 кВ и объектам произведено по кабельной эстакаде.

Подстанция 6/0,4 кВ на промплощадке станции осуществляет электроснабжение конвейеров на усреднительно-погрузочном комплексе (УПК).

Расчётную активную и реактивную мощность определяем по формулам, и результаты заносим в таблицу

Рр = Ру · Ксп.т; Qр = Рр · tgцр (13.1)

где Ру - суммарная установленная мощность, кВТ

Ксп.т - коэффициент спроса.

Расход активной и реактивной электроэнергии определяем по формулам, и результаты заносим в таблицу

Wр = Рр · Ки · t; WQ = Qр · t (13.2)

где Ки - коэффициент использования

t - время работы в сутки.

Таблица 13.1

Техническая характеристика электроприемников

Наименование	К-во	Рн, кВт Sн, кВт	?Ру, кВт ?Sу, кВА	Ксп.т	сos цр	tg цр	Расчетная мощность	Ки	t, ч	Расход эл. энергии
							Рр	Qр			Wр	WQ
							кВт	квар			кВт·ч	квар·ч
ЭКГ-12УС	3	1250	3750	0,5	0,8	-0,7	1875	-1313	0,6	22	24750	-28886
		160	480	0,5	0,7	1	240	240	0,6	22	3168	5280
ЭКГ-6,3У	1	1250	1250	0,5	0,6	-1,32	625	-825	0,6	22	8250	-18150
		160	160	0,5	0,7	1	80	80	0,6	22	1056	1760
SRS(k-2000)	3	3250	9750	0,7	0,6	1,01	6825	6894	0,8	22	120120	151668
ЭКГ-12,5	2	1250	2500	0,5	0,8	-0,7	1250	-875	0,6	22	16500	-19257
		160	320	0,5	0,7	1	160	160	0,6	22	2112	3520
ЭШ-13/50	1	1250	1250	0,5	0,9	-0,7	625	-438	0,6	22	8250	-9336
		250	250	0,5	0,8	1	125	125	0,6	22	1650	2750
Отвальный мост	1	2*500+2*75	1150	0,7	0,8	1,1	805	885,5	0,8	22	14168	19481
ВRs(K)-2000.65	2	980	1960	0,7	0,8	1,1	1372	1509	0,8	22	24147	33198
КЛЗ	4	6*500	6000	0,7	0,9	1,1	4200	4620	0,8	22	73920	101640
					5
КЛС	2	3*500	3000	0,7	0,9	1,1	2100	2310	0,8	22	36960	50820
					5
КЛП	3	9*500	9000	0,7	0,9	1,1	6300	6930	0,8	22	110880	152460
					5
Итого по высоковольтной нагрузке	26582	21047		445911	446948
2СБШ-200Н	4	282	1128	0,7	0,7	1,0	790	798	0,6	7	3318	5586
						1,0
СБР-160.32	3	128	384	0,65	0,7	1,0	249	252	0,6	7	1045	1764
						1,0
ДКсТ-20000	7	20	140	0,4	0,9	0,1	56	6	0,5	11	308	62
ЦНС-300-60	1	630	630	0,6		0,5	378	189	0,7	17	4498	3213
Итого по высоковольтной нагрузке	1473	1245		9169	10625
Всего	28055	22292		455080	457573

Используя расчетные данные таблицы определяем расчетную мощность трансформаторов ГПП

Sр = vУРрІ + УQрІ кВА (13.3)

где УРр - суммарная расчетная активная мощность, без мощности вскрышного участка, кВт

УQр - суммарная расчетная реактивная мощность, без мощности вскрышного участка, кВт

Sp = v28055І + 22292І = 35833 Ква

На основании проведённых расчётов, учитывая, что от ГПП питаются потребители I и II категории, принимаем для ГПП 2 трехобмоточных трансформатора 110/35/6 типа ТДТН-16000/110. [12, с. 259]

Sр = vУРрІ + УQрІ кВА (13.4)

На основании проведённых расчётов принимаем для П/П 2 двухобмоточных трансформатора 35/6 типа ТМ-2500/35 [12, с. 248]

Расчет сечения воздушных и кабельных ЛЭП

Определяем расчетный ток нагрузки для электроприемников с равномерной продолжительной нагрузкой (конвейеров):

Iр.к=УРн · Кс / Uн · cos ц · ?3 А (13.5)

где Uн- номинальное напряжение, кВ

По полученным данным выбираем провод [13, с.135]

Определяем расчетный ток для наиболее нагруженного кабеля на конвейерной линии

Iр.к = УРн · Кс / Uн · cos ц · ?3 А (13.6)

Принимаем кабель [13, с. 250]

Определяем расчетный ток для экскаваторов ЭКГ

Iр.экг =v(УIа.д. + УIа.т.)І + (УIр.д. + УIр.т.)І,А (13.7)

где I а.д. - сумма активных составляющих расчетного тока приводных двигателей главных преобразовательных агрегатов одноковшовых экскаваторов, А

I а.т. - сумма активных составляющих тока двигателей вспомогательных механизмов, А

Iр.д.- сумма реактивных составляющих расчетного тока приводных двигателей, А

Iр.т. - сумма реактивных составляющих токов двигателей вспомогательных механизмов, А

Iа.д. = УРн · Кс / Uн · v3 А (13.8)

Iа.т. = УSн · cos ц · Кс / Uн · v3 А (13.9)

Iр.т. = УIа.т. · tg цт = 5,4 · 0,7 А (13.10)

Iр.д. = УIа.д. · tg цд = 60,1 · (-0,7) А (13.11)

Iр.т= 5,4 · 0,7 =3,78 А

Iа.т= 60,1 · (-0,7) = - 42,07 А

Принимаем кабель КГЭ 3*50+1*16

Определяем расчетный ток для экскаваторов SRs(k)-2000

Iр.srsk = ?УIа.д.І + УIр.д.І А (13.12)

Iа.д. = УРн · Кс / Uн · v3 А (13.13)

Iр.д. = УIа.д. · tg цд А (13.14)

Принимаем кабель КГЭ 3*120+1*35

Определяем расчетный ток нагрузки с низкой стороны для 2СБШ-200Н

Iр.н/в.сбш = Рн · Кс / Uн · cosцн · v3, А (13.15)

Определяем коэффициент трансформации

Кт = U1 / U2 (13.16)

Определяем расчетный ток с высокой стороны для 2СБШ-200Н

Iр.сбш = Iрн/в / Кт, А (13.17)

Принимаем кабель двойной кабель КГЭ 3*35+1*16

Определяем расчетный ток нагрузки с низкой стороны для СБР-160.32

Iр.н/в.сбр=Рн · Кс / Uн · cosцн · v3, А (13.18)

Iр.сбр = Iрн/в / Кт А (13.19)

Принимаем двойной кабель марки КГЭ 3*35+1*16

Выберем марку провода самой нагруженной фидерной линии на вскрышном участке от П/П

Iр.ф. = Iр.экг + Iр.сбш + Iр.сбр А (13.20)

Принимаем провод марки А-50.

Выберем марку провода самой нагруженной фидерной линии на добычном участке от ГПП

Iр.ф. = Iр.srsk + Iр.сбр А (13.21)

Принимаем провод марки А-95.

Расчет освещения

Общее освещение всего разреза производится светильниками с ксеноновыми лампами, установленными на высоких мачтах, которые устанавливаются вне фронта ведения горных работ и БВР. Управление общим освещением производится фотоавтоматами.

Расчет общего освещения произведем по методу коэффициента использования светового потока. Принимаем норму освещенности Ен = 5 лк

Определяем площадь территории разреза

S = А · В мІ (13.22)

где В - ширина разреза, м

А - длина разреза, м

Определяем суммарный световой поток, необходимый для освещаемой поверхности

УФ = Ен · S · Кз · Кп, лм (13.23)

где Кз - коэффициент запаса, учитывающий старение ламп и загрязнение светильников;

Кп - коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигурации освещаемой поверхности.

Для освещения принимаем ксеноновую лампу ДКсТ-20000 с Uн = 6000 В, Рл = 20000 Вт, Фл = 600000 лм, зсв = 0,8.

Находим требуемое число ламп

Nл = УФ / Фл · зсв ламп (13.24)

Определяем высоту установки ксеноновой лампы

Н = 0,011 · vФл / Еmin, м (13.25)

где Еmin- минимальная норма освещенности, лк

Определяем мощность осветительных трансформаторов

Sт1=УРл·10?і/зс·зсв · cosцос, кВА (13.26)

Sт1=УРл·10?і/зс · зсв · cosцос,кВА(13.27)

где зс- к.п.д. осветительной сети

cosцос- коэффициент мощности для ламп накаливания

Принимаем трансформатор типа ТМ - 63 и трансформатор типа ТМ - 100.

Произведем расчет тока нагрузки проводов и кабелей осветительной сети

Iп = Рл · в · а / Uн · cosцос · зсв · v3 А (13.28)

где в - число отдельных групп

а - число ламп в группе

Исходя из условия Iр ? Iдоп и условия механической прочности принимаем алюминиевый провод А-35

Iг.к = Рл / Uн · cosцос · зсв · v3 А (13.29)

Исходя из условия Iр ? Iдоп и условия механической прочности, принимаем кабель КГ - 3х16 + 1х6 + 1х6 [13, с. 250]

Расчет заземления

В соответствии с ПТЭ и ПТБ при эксплуатации электроустановок при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом должны быть сооружены защитные заземляющие устройства, к которым надежно должны быть подключены металлические части электроустановок и корпуса электрооборудования, не находящиеся под напряжением, но которые могут в случае повреждения изоляции оказаться под напряжением.

Заземление производится с помощью устройств, которые представляют собой совокупность заземлителя и проводников, которые соединяют заземляющие части электроустановок с заземлителем.

Заземление на разрезах выполняется общим для электроустановок напряжением до и выше 1000В, при этом величина сопротивления заземления не должна превышать 4 Ом.

Заземляющие устройства состоят из главного заземлителя, магистральных заземляющих соединительных проводов, местного заземлителя, который устанавливается у передвижных приключательных пунктов. Минимальное сечение магистральных для заземляющих проводов А должно быть Smin ? 35 ммІ.

Расчет заземления ведем исходя из условий, что

Rз.общ = Rз.к + Rз.пр+ +Rз.ж ? 4 Ом

Определяем сопротивление заземляющего провода, прокладываемого по опорам ВЛ - 6 кВ, в качестве которого принимаем провод марки А-35 сечением 35 ммІ для которого удельное активное сопротивление Rо = 0,91 Ом/км

Rз.пр = Rо · L Ом (13.30)

где L- величина самой длинной фидерной линии, км

Определяем сопротивление заземляющей жилы кабеля

Rз.ж = Lк / г · S Ом (13.31)

где Lк - длина кабеля, м

г - удельная проводимость заземляющей жилы, Ом/м

S - площадь сечения заземляющей жилы кабеля, ммІ

Определяем допустимое сопротивление центрального заземляющего контура

Rз.к. = 4 - Rз.пр - Rз.ж Ом (13.32)

Центральный заземлитель выполняется из стальных труб диаметром 5см и длиной 400см. Верхний конец трубы находится на 20см выше поверхности, трубы соединяются между собой стальной полосой шириной 2,5см.

Определяем сопротивление заземляющего контура

Rз.к = (Rтр · Rп) / (Rтр · + Rп · тр · n) Ом (13.33)

где Rтр - сопротивление трубчатого заземления

п и тр - коэффициент использования электродов заземления, соответственно полосового и трубчатого.

Rтр = р / (2 · П · l) · ln ((4 · l) / d) Ом (13.34)

где р - удельное сопротивление грунта, Ом

l - длина трубы, см

Rn - сопротивление полосового заземления, Ом

Rп = р / (2 · П · l) · ln ((2 · l²) / в · t) Ом (13.35)

где в - ширина полосового электрода, см

t - глубина заложения, см

l - длина полосового электрода, см

n - число трубчатых электродов заземляющего контура

n = Rтр / Rзк шт (13.36)

Общее сопротивление заземления

Rз.общ = Rз.к + Rз.пр + Rз.ж Ом (13.37)

Также для защиты людей от эл тока при нарушении изоляции, применяем устройства контроля изоляции, для сетей напряжением 380В и 220В, типа УАКИ 380 и УАКИ 220.

Мероприятия по компенсации реактивной мощности

Определяем коэффициент мощности

cosц = Wр / vWрІ + WQІ (13.38)

Так как коэффициент мощности ниже чем 0,92 необходимо применять мероприятия для его повышения, т.е. необходимо компенсировать реактивную мощность.

Для компенсации реактивной мощности проектом принимается установка статических конденсаторов. Статические конденсаторы изготовляют из определенного числа секций, которые в зависимости от рабочего напряжения и расчетной величины реактивной мощности соединяют между собой параллельно, последовательно или комбинированно.

Размещение конденсаторов в сетях напряжением до 1000 В и выше должно удовлетворять условию наибольшего снижения потерь активной мощности от реактивных нагрузок. При этом возможна компенсация:

а) индивидуальная - с размещением конденсаторов непосредственно у токоприемника. В этом случае от реактивных токов разгружается вся сеть системы электроснабжения (сети внешнего и внутреннего электроснабжения и распределительные сети от токоприемников). Однако недостатком такого размещения является неполное использование большой установленной мощности конденсаторов, размещенных у токоприемников;

б) групповая - с размещением конденсаторов у силовых шкафов и шинопроводов в цехах. В этом случае распределительная сеть до токоприемников не разгружается от реактивных токов, но значительно увеличивается время использования батареи конденсаторов по сравнению с индивидуальной компенсацией;

в) централизованная - с подключением батареи на шины 0,38 и 6-10 кВ подстанции.

В первом случае от реактивных токов разгружаются трансформаторы подстанции, тогда как питающая и распределительная сети низшего напряжения от реактивных токов не разгружается. Во втором случае от реактивных токов разгружаются только сети энергосистемы, а трансформаторы подстанции не разгружаются.

Конденсаторы напряжением 6-10 кВ следует устанавливать на цеховых подстанциях, имеющих распределительные устройства напряжением 6-10 кВ, на распределительных пунктах и, как исключение на ЦРП или ГПП. Но безшинных цеховых подстанциях батареи конденсаторов 6-10 кВ устанавливать не рекомендуется. Мощность рассматриваемых батарей конденсаторов не должна быть менее 400 квар при присоединении конденсаторов через отдельный выключатель и не менее 100 квар при присоединении конденсаторов через общий выключатель с силовым трансформатором, асинхронным двигателем и другими электроприемниками. Мощность конденсаторных батарей, устанавливаемых у групповых щитков, рекомендуется принимать не менее 30 квар.

При определении места установки статических конденсаторов следует учитывать увеличение мощности электрооборудовании цехов промышленных предприятий и электроснабжение цехов от комплектных встроенных подстанций типа КТП с трансформаторами до 1000 кВА и выше. В этих случаях основным способом повышения коэффициента мощности становится установка конденсаторов на шинах 0,38 кВ КТП. При этом чаще применяют групповую компенсацию с размещением конденсаторов у силовых щитов и магистральных шинопроводов, так как большинство типовых проектов ТП или ТП-РП не предусматривают места для установки комплектных конденсаторных установок (ККУ).

Защита от атмосферных перенапряжений

Район города Экибастуза относится к району, с умеренной грозовой активностью с числом грозовых часов в год = 33.

Для защиты электрических сетей от атмосферных перенапряжений принимаем разрядники, защитные промежутки, стержневые и тросовые молниеотводы.

Стержневые и тросовые молниеотводы предназначены для защиты объектов от прямых ударов молнии.

Стержневой молниеотвод состоит из молниеприёмника в виде металлического шпиля и токоотвода, соединяющий молниеприёмник с заземлителем, предназначенным для отвода токов молнии в землю. Молниеотвод должен иметь большую высоту, чем защищаемый объект.

Тросовым называют хорошо заземлённый на каждой опоре провод, расположенный выше фазных проводов ЛЭП.

В соответствии с требованиями ПТЭ и ПТБ при эксплуатации электроустановок, а также ПТЭ и ЕПБ при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом сооружаем защитные заземляющие устройства, для защиты людей от поражения электрическим током при замыкании на корпуса электрооборудования.

Заземление производится с помощью устройств, которые представляют совокупность заземлителей и проводников которые соединяют заземляющие части электроустановок с заземлителем.

Заземление на разрезе выполняем общим для электроустановок до и выше 1000В=4Ом, при этом величина сопротивления заземления не должна превышать 4Ом, для низковольтной аппаратуры и 10Ом, для высоковольтной сети и передвижного оборудования.

Заземляющее устройство состоит из главного заземлителя, магистрального заземляющего провода, местного заземлителя. Местный заземлитель устанавливается на последней опоре воздушной линии.Количество заземлителей должно быть не менее двух, на питающую линию.

14. Автоматизация производственных процессов

14.1 Автоматизация горно-транспортных комплексов

Автоматизация горных машин и их комплексов на карьерах в широком смысле имеет целью осуществить: управление отдельными рабочими операциями или всей машиной (комплексом машин), контроль работы наиболее ответственных их узлов, защиту механизмов в аварийных ситуациях и учет работы машин (комплексов) в системе оперативно-диспетчерского управления горным предприятием. Объектами автоматизации на современных горных предприятиях являются все виды механического оборудования, обеспечивающие комплекс работ от подготовительных до отгрузки или складирования конечного продукта добычи или вскрышной породы при отвалообразовании. Требуемый уровень автоматизации горно-транспортных машин различен и зависит от выполняемой ими функции в цепочке машин, обеспечивающих технологический процесс.

Поточная технология ведения горных работ с применением горно-транспортных комплексов непрерывного действия принципиально позволяют осуществить наиболее полную их автоматизацию на основе взаимосвязанного управления перемещением машин и их рабочих органов. Управление современным карьерным оборудованием представляет собой сложный комплекс получения информации о рабочем процессе и состоянии оборудования, решений и воздействия на органы управления в соответствии с этими решениями.

Применительно к отдельным машинам и установкам комплекса актуальными задачами автоматизации являются:

- для каждого подвижного объекта комплексно-автоматический контроль положения и программного управления движения по заданным траекториям;

- для роторных экскаваторов - автоматическое регулирование производительности и нагрузки;

- программное управление установочными и технологическими перемещениями рабочего органа при отработке забоя и селективной выемке полезного ископаемого, а также автоматической дозировке загрузки железнодорожных вагонов (при работе по добыче);

- для конвейерных установок - полная автоматизация запуска и останова, дистанционный контроль состояния конвейеров, загрузки лент и производительности;

- для отвалообразователей - программное управление отсыпкой отвалов (согласование объемов вскрыши и с вместительностью отвального пространства), формообразование и первичное планировка отвалов;

- для перегружателей и перегрузочных устройств - автоматическая взаимная ориентация перегрузочных органов смежных машин с целью обеспечения непрерывности грузопотока.

Основными автоматизируемыми процессами в области циклической технологии на открытых разработках являются бурение, выемка и погрузка горной массы в транспортные сосуды и её транспортирование железнодорожным транспортом.

Оценка работы горно-транспортного комплекса производится на основе измерения объемов добытой горной массы, качества усреднения сырья, равномерности подвигания фронта работ и потерь производительности, вызванных простоями оборудования. Результаты измерений являются информацией, используемой для управления технологическим процессом производства. Выбор структуры автоматизированной системы контроля и управления (АСКУ) комплексом непрерывного действия в общем случае может быть сделан неоднозначно в зависимости от принятого критерия оптимальности, однако всегда предполагает обязательное участие человека (оператора) в контуре управления. Рациональная степень автоматизации зависит от конкретных технологических задач и горнотехнических условий, пригодности объекта к автоматизации, имеющихся технологических средств.

Наибольшее распространение получили иерархические многоуровневые структуры, преимуществами которых являются децентрализация функций контроля и управления и автономность нижних уровней (рангов) по отношению к верхним, обеспечивающие помехоустойчивость и надёжность. В таких структурах можно выделить три уровня:

- диспетчерского контроля;

- управление подвижными объектами (экскаваторами, перегружателями,

- отвалообразователями) и конвейерным транспортом;

- локальных подсистем автоматического регулирования и управления отдельными процессами и операциями (регулирование производительности экскаватора, натяжения ленты).

Центральный диспетчерский пункт оборудуется мнемосхемой комплекса, средствами связи, а также управляющей вычислительной машиной (ВМ) с устройствами ввода и вывода информации. Операторские пункты машинистов роторного экскаватора, перегружателя и отвалообразователя оборудованы щитами управления, мнемосхемой, средствами связи, бортовой ВМ. Подсистема технологического контроля и управления конвейерными линиями подчинена непосредственно диспетчеру комплекса. Подсистемы, являющиеся подсистемами второго ранга иерархии, связана информационными связями, необходимыми для согласованного управления ими. Из множества возможных локальных систем нижнего ранга на схеме выделены только наиболее характерные подсистемы автоматического определения координат экскаватора, перегружателя и отвалообразователя; автоматического управления движением машин по заданным траекториям программного управления перемещением отвалообразователя; автоматического регулирования производительности экскаватора; дистанционного управления конвейерами машин; пространственного согласования перегрузочных органов; автоматического натяжения и центрирования лент конвейерной линии сблокированного запуска - останова конвейеров и переключения потоков горной массы; очистки лент и барабанов; удаления металла из грузопотока; контроля состояния конвейеров и хода процесса транспортирования горной массы. Многочисленные непосредственные информационные связи между подсистемами нижнего ранга на схеме не показаны. Соответствующие группы подсистем связаны с роторным экскаватором, перегружателем, конвейерными линиями и отвалообразователем.

Информация о состоянии оборудования и о ходе технологических процессов, циркулирующая в системе контроля и управления комплексом непрерывного действия, по назначению разделяется на аварийную, одновременно отключающую весь комплекс или отдельные его части, и предупредительную, извещающую о возможности возникновения аварий или об отклонении технологических режимов от допустимых рабочих пределов (используется при оперативном управлении).

Существенное снижение аварийности и повышения эффективности работы комплексом могут быть достигнуты только при значительном улучшении информационного обеспечения диспетчера и машинистов предупредительной информацией. При этом способе особое внимание должно уделяться контролю за работой конвейерных установок и пунктов перегрузки.

14.2 Автоматизация одноковшовых экскаваторов

Машинист одноковшового экскаватора в течение одного цикла выполняет 12-18 операций, совершая до 90 движений в минуту.

Ручное управление экскаватором при мгновенных изменениях условий работы затрудняет эффективное ведение процесса, уменьшает производительность машиниста. Выполнение рабочих операций на высоких скоростях, особенно в сложных условиях и к концу смены, сказывается на физических возможностях человека, поэтому разница в производительности экскаватора управляемого разными машинистами, может достигать 40%. Для автоматизации одноковшовых экскаваторов осуществляется автоматическое управление операциями копания, поворотом экскаватора, учёт производительности и расход электроэнергии.

14.3 Автоматизация роторных экскаваторов

При автоматизации роторных экскаваторов, осуществляется регулирование производительности и нагрузки на рабочие механизмы. В основные по управлению роторными экскаваторами можно подразделить на три группы:

- управление процессом копания, то есть управление обеспечивающее заданный режим работы механизмов и требуемое количество экскавируемой массы;

- управление установочными работами (перемещение экскаватора, опускание и подъём стрелы, ограничение угла поворота стрелы) не связанными непосредственно с процессом копания;

- управление операциями согласования работы экскаватора с другими машинами комплекса.

Для машин среднего и большого класса по производительности применяется автоматизация процесса копания, основанного на принципе регулирования по отклонению фактического значения производительности от заданного.

Стружка снимаемая экскаватором имеет в плане серповидную форму, вследствие чего при повороте ротора к краям забоя происходит уменьшение объёмов угля попадающего в ковши, что приводит к потере производительности.

Задающее воздействие формируется в виде произведения сигналов, пропорциональных 1/cos и скорости поворота. Перемножение сигналов производится с помощью потенциометра ПУ. Для повышения точности обработки в системе используется сигнал обратной связи по скорости, формируемый тахогенератором ТГ. Сигналы стабилизируются трансформатором СГ. Угловое положение механизма поворота МП определяется датчиком-сельсином.

Для автоматического управления процессом бурения станками шарошечного бурения, разработано устройство для измерения осевой нагрузки на забой скважины.

14.4 Автоматизация ленточных конвейеров

Конвейерному транспорту по характеру рабочего процесса свойственна автоматичность действия, что и отличает его от других видов транспорта.

Для повышения эксплуатационных показателей и максимальной безопасности и безотказности необходимо применение дистанционного управления, автоматического контроля рабочих процессов и автоматического регулирования электропривода.

При дистанционном управлении пуск конвейеров осуществляется с централизованного пункта кратковременным нажатием кнопки «ПУСК» в определённой последовательности. Выключение конвейеров производится в обратной последовательности с того же пункта нажатием кнопки «СТОП».

Вся система конвейеров сблокирована таким образом, что пуск конвейеров во избежание подачи груза на не выключенный конвейер производился против направления потока. Для уменьшения потерь времени на период пуска двигатель каждого стоящего сзади конвейера должен включатся после полного разгона ленты впереди стоящего конвейера до нормальной скорости. Скорость ленты контролируется датчиком скорости.

Плановая остановка линии производится в последовательности обратной движению груза, так, чтобы от груза освободились все конвейера и чтобы последующий пуск происходил при незагруженных конвейерах.

При необходимости экстренной остановки немедленно должны остановиться предыдущие аварийному, конвейера, но не последующие.

15. Аэрология карьера

С увеличением глубины разреза, оснащенного высоко-производительной техникой и интенсификации добычных работ происходит увеличение степени загрязнения воздуха пылью и газами, не только непосредственно у источников выделения вредных примесей, но и общей атмосферы разреза.

Основными источниками выделения вредных примесей на разрезе следует считать:

- взрывные работы,

- бурение скважин буровыми станками,

- образование пыли, газа и паров при работе бульдозеров,

- выделение газов при пожарах угля, склонного к самовозгоранию, а также выделение газа и пыли от выветривания пород и процессов окисления угля,

- образование тепла, газа и пыли экскаваторами при погрузочных работах,

- выделение газа и пыли при транспортировке угля и вскрыши железнодорожным и конвейерным транспортом, занос газа и пыли в разрез от внешних источников.

Общая запыленность над разрезом возникает не только при заносе пыли в карьер поступающим воздухом при скорости 3 - 4 м/с или при непрерывном выветривании обнаженных пород, но и в случае, когда суммарная интенсивность источников пылевыделения в разрезе мала. Это явление объясняется аэродинамикой воздушных потоков в разрезе.

Вопрос оздоровления нормальных условий атмосферы разреза является неотложной задачей повышения безопасности труда в разрезе, а проблема борьбы с пылью и газом заслуживает такого же серьезного внимания, какое им уделяется в шахтах.

Для создания нормальных атмосферных условий труда первостепенное значение приобретает организационные инженерно-технические мероприятия, мероприятия по контролю и прогнозу атмосферы, которые должны обязательно сочетаться со средствами локализации и подавления вредных выделений с применением изолированных от внешней среды кабин и механизмов, в которые чистый воздух подается специальными фильтрами и вентиляционными установками.

Роль интенсивного воздухообмена в улучшении атмосферных условий огромна. Однако, даже весьма интенсивный воздухообмен, обусловленный сильными ветрами, характерными для района Экибастуза, не обеспечивает на глубине 100 метров и более, нормальных атмосферных условий на рабочих местах.

Для обеспечения нормальных атмосферных условий на разрезе должен быть принят комплекс инженерно-технических мероприятий, как по предупреждению пылегазовыделения в разрезе, так и по подавлению витающей пыли.

К таким мероприятиям относятся:

- проведение взрывных работ в дневные часы и запрещение их проведение в часы интенсивного проветривания, т.е. при накоплении в разрезе холодного и загрязненного воздуха,

- применение средств подавления газов и пыли непосредственно у источников их образования,

- изоляция кабин экскаваторов, бульдозеров, тепловозов и снабжение их фильтровальными устройствами,

- введение обязательного и систематического газового и пылевого контроля атмосферы в разрезе и организация пыле вентиляционной службы,

- введение обязательных предварительных и периодических медицинских осмотров лиц работающих в разрезе,

- соблюдение требований проекта комплексного обеспылевания разреза,

- отбор проб воздуха на экскаваторах и буровых станках один раз в месяц.

Поверхность карьера лишена поверхносной растительности, имеет разницу в составе почвы. По мере углубления возрастает суммарная площадь поверхности. Определенное влияние на тепловой режим влияет внутреннее тепло земли, с углубкой на 30 - 40 метров на 1є с. Из за неравномерного прогревания скорость ветра достигает 1,5 м/с.

Глубина проектируемого разреза равна 300метра. Разрез относится к стадии, которой характерна такая глубина и проектируемые размеры в плане.

Рисунок - 15.1 Рециркуляционная схема проветривания

Оценка эффективности проветривания

1. Зависит от глубины разреза, возможны все схемы проветривания. Поэтому расчеты должны производится в зависимости от отношения H / L.

H / L ? 0,1 - прямая и прамоточно - рециркуляционная.

0,1 < H / L > 0,2 - рециркуляционная схема проветривания.

H / L > 0,2 - рециркуляционно прямоточная.

2. Учитывать всевозможные загрязнения, внутренние и внешние при самом неблагоприятном их сочетании, то есть при большом загрязнении и малых скоростях ветра. Затем определяют необходимое количество воздуха для проветривания.

Определим расход воздуха Q(м³ /с), вовлекаемого в проветривание на участке L1

Q1 = V0ср.*h*в1к, м3/с(15.1)

где V0ср-средняя скорость движения воздуха на поверхности в слое высотой h, участвующего в проветривании участка L1, м/с;

в1к = 450 - средняя ширина карьера для участка L1, в направлении, перпендикулярном направлению ветра, метров;

h=0,48H

Рисунок - 15.2 Схема воздухообмена

Расход воздуха Q2(м³/с), участвующий в воздухообмене карьерного пространства, для участка L2 определяется как для открытой площадки^:

Q2 = г · Uоср · L2 · в2к · k,м³/с(15.2)

где L2 - характерный размер площадки в направлении ветра, м;

в2к - размер площадки в направлении, перпендикулярному вектору ветра, м;

г = 0,67-коэффициент, учитывающий изменение Uоср для участка L2;

k = 0,129-коэффициент, учитывающий турбулентную структуру потока в условиях турбулентности;

Характерный размер площадки L2 (в метрах) в направлении ветра

L2 = Lп - Н · ctgб2,м (15.3)

где Lп-характерный размер площадки, м

Qх = Q1 + Q2, м³/с(15.4)

Определим величину концентрации Сх (в мг/м³) в карьерном пространстве, по формуле

Сх = ( · g · F) / Qх,мг/м³ (15.5)

где = 1 - поправочный коэффициент, учитывающий приращение площади карьера за счёт появления наклонных бортов;

g - интенсивность эквивалентного источника выделения вредных веществ в карьере с единицы площади, мг/см²

F - общая площадь, с которой выделяются вредные вещества, поступающие в рассматриваемую зону, м²

Qх - интенсивность воздухообмена, м³/с

Соответствует нормам предельно-допустимой концентрации газов.

16. Охрана труда и техника безопасности

Угольные разрезы Экибастузского бассейна являются источниками вредного воздействия на окружающую среду, учитывая очень высокую концентрацию горного производства не имеющую аналогов в мировой практике.

По этому вопросы охраны окружающей среды в данном регионе приобретают актуальное значение.

Настоящим проектом принимаем комплекс природоохранных мероприятий, которые могут быть реализованы следующими техническими средствами.

Охрана атмосферы:

- пылеподавление водой при экскавации на добыче, буровых работах;

- орошение в местах перегрузки угля, складирования и погрузке в железнодорожный транспорт;

- обработка дорог универсином в разрезе и на отвалах;

- перевод теплоснабжения на районную котельную;

- предупреждение и борьба с эндогенными пожарами в разрезе и на отвалах;

- техническая рекультивация стационарных откосов отвалов.

Охрана водного бассейна:

- полная биологическая очистка хозяйственных и фекальных стоков;

- очистка дренажных вод на разрезе и использование их для орошения;

Охрана земельных ресурсов:

- организация вторых ярусов на отвалах;

- срезка и использование плодородного слоя при ведении горных работ;

Источники загрязнения атмосферы классифицируются по следующим принципам:

- по месту расположения относительно разреза - внешние и внутренние;

- по масштабам воздействия - точечные, линейные и объёмные:

- по времени действия - непрерывные и периодические:

- по форме выброса в атмосферу - организованные и неорганизованные.

16.1 Техника безопасности

Запыленность воздуха на рабочих местах не должна превышать санитарных норм. Для интенсификации естественного воздухообмена в плохо проветриваемых и застойных местах карьера должна организовываться искусственная вентиляция. В случаях, когда применяемые средства не обеспечивают необходимого снижения запыленности воздуха в карьере, должна осуществляться изоляция кабин экскаваторов и буровых станков с подачей в них очищенного воздуха. Для снижения пылеобразования при экскавации горной массы в теплые периоды года должно производиться систематическое орошение взорванной горной массы водой, о чем более подробно рассказано в разделе “охрана окружающей среды” данного проекта.

Все без исключения горные механизмы являются источниками шума. Взрывные работы также сильный источник шума и если фактическая величина уровня звукового давления превышает нормативную ГОСТ 12.1.003-83, то следует принимать меры по снижению шума. В настоящее время для снижения шума применяются такие методы, как звукоизоляция и звукопоглощение, широко используются глушители шума, а также индивидуальные средства защиты. В целях звукопоглощения используют материалы способные поглощать звуковую энергию (войлок, минеральная или стеклянная вата и др.). Звукоизоляция основана на ограждении источников шума. Глушители шума поглощают или отражают звуковую энергию. К индивидуальным средствам защиты можно отнести специальные шлемы, наушники, тампоны из волокнистых материалов и др.

Также вредное воздействие на организм человека оказывает вибрация - колебание упругих тел. Базовой частотой предельного спектра для общей вибрации является 63 Гц, а для локальной - 125 Гц. Вибрации бывают транспортные (источники: скреперы, погрузочные машины и др.), транспортно-технологические (буровые станки, путевые машины и др.) и технологические (вентиляторы, насосы и др.). Основными методами борьбы с вибрацией являются вибропоглощение (уменьшение вибрации кожухов, ограждений и других узлов путем превращения энергии механических колебаний этих систем в теплоту, что обеспечивается благодаря применению материалов, обладающих большим внутренним трением, - резины, пластмасс и др.) и виброизоляция (уменьшение передачи колебаний от источника возбуждения защищаемому объекту).

Производственное освещение по происхождению разделяют на естественное, искусственное (общее - равномерное освещение всей площади, местное - освещение отдельных рабочих мест, комбинированное) и совмещенное. По функциональному назначению искусственное освещение разделяют на рабочее - предназначено для обеспечения нормальной работы, аварийное - предназначено для обеспечения минимальной освещенности при внезапных отключениях рабочего освещения, эвакуационное - разновидность аварийного, специальное - предназначено для несения дежурств охраны в нерабочее время.

Для осветительных сетей в карьере, а также стационарных световых точек на передвижных машинах и механизмах, должна применяться электрическая система с изолированной нейтралью при линейном напряжении 220 В. Для питания ручных переносных ламп должно применяться линейное напряжение не выше 36 В переменного тока и до 50 В постоянного тока.

Все места работ на предприятии должны быть освещены в соответствии с нормами ЕПБ (например: для мест работы машин в карьере, на породных отвалах и других участках наименьшая освещенность = 5 лк).

Статическое электричество проявляется в возникновении и накоплении электрических разрядов при контакте (трении) двух разнородных материалов. Электризация возникает например, при трении резиновых лент конвейеров о ролики, проскальзывании приводных ремней относительно шкивов, механической обработке пластмасс и т.п.

Защиту от статического электричества осуществляют по двум направлениям: предупреждение возникновения и накопления статических зарядов и устранение уже образовавшихся и накопленных зарядов. Первое направление осуществляют за счет подбора слабо- и неэлектризующихся материалов, уменьшения силы трения и шероховатости контактирующих поверхностей. Устранение зарядов статического электричества достигается чаще всего путем заземления электропроводных частей.

Карьеры с открытой разработкой полезного ископаемого могут быть подвержены снежным заносам, оползням, обрушению бортов и отвалов карьера, а также затоплению его поверхностными и подземными водами. Поэтому для борьбы со снежными заносами применяют снегозащитные щиты и щиты с нижним свободным поддувом, для расчистки дорог и промплощадок от снега применяют различные снегоочистители.

Все очищенные дренажные воды используются в летнее время на орошение и на пожаротушение в разрезе. В зимний период эти воды отводятся в озеро Акбидаик.

Так как на территории разреза подземные воды характеризуются высокой минерализацией с сульфатной агрессивностью и повышенным содержанием хлор иона, их использование весьма ограниченно. Они пригодны лишь для пылеподавления в разрезе в летнее время. Причем с глубиной водопритоки сокращаются, а минерализация возрастает. Сточные воды от объектов разреза поступает на свои очистные сооружения, где после отстаивания подаётся в помещение реагентного хозяйства, где подвергаются известкованию, затем сбрасывается в озеро Акбидаик.

Дренажные воды откачиваются на поверхность по трубопроводам, проложенным в наклонных стволах дренажной шахты, и далее отводятся в озеро. Причём перед откачкой вода фильтруется с добавлением коагулянта. Таким образом, очистка дренажных вод производится физико-химическим методом. Полный расчет водопритока и выбор оборудования, препятствующего затоплению карьера, произведен в разделе “осушение и водоотлив”.

Так как отработка карьера производится открытым способом, существует опасность падения с высоты людей, кусков породы, инструментов и других предметов. В связи с этим, при расстоянии до рабочих мест более 2,5 км или при глубине карьера более 100 м доставку людей на рабочие места производят механизированным способом. Для передвижения людей в карьерах должны быть предусмотрены специальные пешеходные дорожки или тропинки, оборудованные при необходимости трапами, переходами через транспортные магистрали и т.п. При пересечении пешеходными дорожками железнодорожных путей или автодорог места перехода оборудуют специальными указателями. Переходы через ленточные конвейеры оборудуют переходными мостиками с перилами. В темное время суток пешеходные дорожки должны быть освещены. Предохранительные бермы, по которым передвигаются люди должны быть горизонтальными или иметь уклон в сторону борта. На площадках вдоль рабочих уступов оставляют свободные проходы шириной не менее 1 м. Для передвижения людей между уступами устанавливают прочные лестницы с двусторонними поручнями и наклоном не более 60є. При высоте уступа более 10 м следует устраивать маршевые лестницы шириной не менее 0,8 м с горизонтальными площадками через каждые 12 м по высоте. В зимнее время их нужно систематически очищать от снега, льда, грязи, а при необходимости посыпать песком.

Горные, транспортные и строительно-дорожные машины должны быть в исправном состоянии и снабжены действующими сигнальными устройствами, тормозами, ограждениями доступных движущихся частей (муфт, передач, шкивов и т.п.) и рабочих площадок, противопожарными средствами, иметь освещение, комплект исправного инструмента и необходимую контрольно-измерительную аппаратуру, а также исправно действующую защиту переподъема. Исправность машин должна проверяться ежесменно машинистом, еженедельно - механиком участка и ежемесячно - главным механиком карьера (или другим назначенным лицом). Результаты проверки должны быть записаны в журнал. Запрещается работа на неисправных машинах и механизмах и нахождение посторонних лиц. Категорически запрещается использование открытого огня и паяльных ламп для разогревания масел и воды. На экскаваторах должны находиться паспорта забоев, утвержденные главным инженером предприятия. В паспортах должны быть показаны допустимые размеры рабочих площадок, берм, углов откоса, высота уступа и расстояние от горного и транспортного оборудования до бровок уступа и отвала (расчет произведен в разделе “система разработки”).

16.2 Производственная санитария

Основы безопасности и санитарного состояния карьера закладываются при разработке генерального плана на стадии выбора промышленной площадки, размещения производственных зданий, сооружений, установок железнодорожных путей, автомобильных дорог и тротуаров.

Промышленная площадка карьера должна быть расположена на ровном возвышенном месте с небольшим уклоном для обеспечения отвода сточных вод и атмосферных осадков. Цехи и установки с вредными выделениями, места для отвалов и отходов размещают с подветренной стороны по отношению к другим цехам. Производственные здания, сооружения и склады обычно располагают на промплощадке по зонам в соответствии с производственными признаками. Выделяют также зону для размещения административных, бытовых, общественных и хозяйственных построек с примыкающими к ним площадками для стоянки индивидуального и общественного транспорта. Вспомогательные цеха - ремонтно-технический, электромонтажный располагают в центре обслуживаемых ими цехов - автотранспортного, бульдозерного. Для защиты населения от газов, пыли, копоти и др. между предприятиями и жилыми массивами создаются санитарно-защитные зоны, где территории предприятий благоустраиваются и озеленяются.

На карьере обязательно должны быть помещения, предназначенные для санитарно - бытового обслуживания трудящихся. Эти помещения должны иметь мужское и женское отделения. Администрация карьера должна обеспечивать работающих кипяченной или газированной питьевой водой. Для обогрева в зимний период и укрытия от дождя рабочих, занятых в карьере на открытом воздухе, должны устраиваться специальные помещения, расположенные на расстоянии не более 300 м от места работы. На каждом карьере должен быть оборудован пункт первой медицинской помощи. На каждом участке, в цехе, на горнотранспортных машинах и в чистых гардеробных душевых должны быть аптечки первой помощи. Для доставки пострадавших от несчастных случаев или внезапного заболевания с рабочего места должны быть санитарные автомашины, использование которых в других целях запрещается.

Административно-бытовые комбинаты, столовые и медпункты должны располагаться с наветренной стороны на расстоянии не менее 50 м от открытых складов угля. Все эти объекты должны быть окружены древесными насаждениями

16.3 Пожарная безопасность

Пожарная безопасность предусматривает такое состояние объекта, при котором исключается возникновение пожара. Особенно большую роль играет пожарная профилактика при проектировании и строительстве промышленных предприятий. Прежде всего, должна быть правильно установлена огнестойкость строительных конструкций, т.е. их способность сопротивляться пожару в течение определенного времени при сохранении эксплуатационных функций. Между производственными зданиями и сооружениями устраивают противопожарные разрывы для предупреждения распространения пожара с одного здания на другое. Внутри же зданий устанавливают противопожарные преграды в виде стен, перегородок, перекрытий, дверей, ворот, люков и окон для ограничения распространения пожара внутри здания. Так же в зданиях должны быть предусмотрены пути безопасной эвакуации людей в случае возникновения пожара, таким образом чтобы люди покинули здание в течении минимального времени (0,5-3 мин). Число эвакуационных выходов должно быть не менее двух и располагаться они должны рассредоточено, ширина путей должна быть не менее 1 м, а дверей - не менее 0,8 м.

Предупреждение эндогенных пожаров основано на выполнении следующих условий: устранении окисляющихся материалов, предотвращения доступа в них кислорода, снижении их окислительной способности, охлаждении нагретой массы и сокращении времени контакта самовозгорающихся материалов с кислородом.

Противопожарное мероприятия при устройстве складов на карьерах сводятся к следующему. При складировании углей сроки их хранения следует ограничивать до 4-12 мес. Отсыпать их следует в штабели высотой 10-15 м при ширине основания 8-12 м. На складах легковоспламеняющихся и горючих жидкостей при хранении их в бочках и других емкостях могут образовываться взрывоопасные смеси паров жидкости с воздухом в таре и в помещении. Для предупреждения возникновения пожара и взрыва необходимо: применять исправную тару на 95% ее вместимости; хранить порожнюю тару отдельно и с закрытыми пробками; устраивать естественную вентиляцию складов для удаления выделяющихся паров и др.(175 пар)

Одноковшовые экскаваторы должны быть укомплектованы 8 огнетушителями марки ОП-8. SRS(k)-2000, BRS(k), ARS(k)-20 огнетушителями ОП-8 и двумя ОПШ-100. Передвижные конвейерные станции 8 огнетушителями ОП-8 + СПП. Стационарные подстанции - пожарными генераторами СП-2.6.

17. Генеральный план

Генеральный план горнодобывающего предприятия разрабатывается на основе общегосударственных и отраслевых нормативных документов (строительных норм и правил, санитарных норм, отраслевых норм технологического проектирования, правил безопасности). Рациональный генеральный план характеризуется следующими признаками:

- минимальное расстоянием транспортирования вскрышных пород и полезного ископаемого;

- минимальной площадью земельного отвода и использованием худших земельных участков (с точки зрения их сельскохозяйственного использования); это требование направлено на уменьшение затрат на зарплату занимаемых земельных угодий и на рекультивацию земель, нарушенных горными работами;

- минимальным числом пересечений железнодорожных путей автомобильными и пешеходными дорогами с целью повышения безопасности перемещения людей и уменьшения затрат на регулирование движения на охраняемых переездах;

- минимальным объёмам работ по устройству трасс железнодорожных путей, автодорог, линий электропередач, сетей водоснабжения, тепло финансовых, канализационных, а так же площадок под здания и сооружения.

Также при проектировании генерального плана необходимо определить границы взрывоопасной зоны по условию действия воздушной волны от взрыва заглубленных зарядов и по разлету осколков породы. Максимальный радиус взрывоопасной зоны вычисляется для случая ведения БВР по верхнему приконтурному уступу карьера.

Радиус взрывоопасной зоны по условию действия воздушной волны:

Rв = Кв · іvQ,м(17.1).

где Q - масса заряда ВВ, кг.

Кв - коэффициент пропорциональности при Q < 20 т.

17.1 Основные промышленные площадки

Промышленный комплекс поверхностных зданий и сооружений разреза размещен на 16 самостоятельных площадках.

Основными промышленными площадками, связанные с технологическим процессом разреза является промплощадки, станции и площадка наклонного ствола, дренажная шахта. На перечисленных площадках размещаются основные службы разреза. Остальные промплощадки связаны со вспомогательными ремонто-складским и энергетическим хозяйствами разреза. Ниже приведена краткая характеристика промплощадок.

Промплощадка станции предназначена для выполнения технологических операций по распределению угля на склады, погрузка его в железнодорожные вагоны для отправки потребителю, погрузке внутренней вскрыши для отправки на отвал, техническому осмотру вагонов, ремонтному обслуживанию горно-транспортного оборудования непрерывного действия и складских операций.

Расположение зданий и сооружений на площадке определилось по функциональной принадлежности производству и выполнено по принципу зонирования, т.е. выделены две зоны, характеризующиеся степенью их заполнения и загрязнения с соблюдением санитарных разрывов между ними. В рабочую зону с относительно высокой степенью запыления относятся следующие объекты:

- перегрузочные пункты с галереями подачи угля;

- погрузочные пункты с подземными тоннелями и галереям

-склады угля, являющиеся аккумулирующе-усреднительными емкостями для дальнейшего транспортирования на погрузочные пункты в ж/д вагоны потребителя;

- котельную, эстакады и сортировку угля для тепло- снабжения производственных объектов разреза.

Выше перечисленные издания и сооружения размещаются с подветренной, юго-западной стороны площадки.

Все остальные здания отнесены в благоприятную южную часть площадки, на главный фасад предприятия:

- административно-бытовой комбинат;

- прачечная;

- депо погрузочно-транспортного оборудования;

- пожарное депо;

- водопроводные насосные станции, зоны отдыха и другие издания и сооружения.

Здания и сооружения на площадке запроектированы с учетов санитарных, строительных норм и правил, применение и рациональных видов транспорта.

Вертикальная планировка площадки определилась развитием ж/д путей станции, в связи с чем большая часть площадки выполнена в насыпи. Наибольшая высота насыпи определилась 2,5 метра, глубина выемки до 1,3 метра. Проектные уклоны спланированной территории колеблется от 4 до 3%.

Для обеспечения нормальных санитарно-гигиенических условий на площадке, создание наилучших условий для полноценного отдыха трудящихся вся свободная от застройки и покрытия территория озеленяется. Общая площадь озеленения составляет 5,5га.

Генеральным планом предусмотрено устройство асфальтобетонных дорог, тротуаров, замещение площадок бетонными плитами, устройство садовых дорожек и площадок отдыха.

Промплощадка станции предназначена для обслуживания перевозок вскрышных пород и для выполнения операций по техническому обслуживанию породных вертушек, экипировке и техническому обслуживанию подвижного состава.

С учетом санитарных и противопожарных норм строительного проектирования, зонирования территории и применение рациональных видов транспорта предусмотрено размещение следующих зданий и сооружений:

- депо экипировки и отстоял подвижного состава;

- депо погрузочно-транспортного оборудования;

- административно-бытовой комбинат;

- башенный склад сухого песка;

- пескосушилка;

- закрытый склад сырого песка;

- склад мазута, пункт приготовления состава для полива автодорог;

- склад масел;

- склад дизельного топлива;

- отделение наружной мойки вагонов;

- пункт топливозаправочный для путевых машин;

- площадка с козловым краном;

- компрессорная станция, градирня;

- посты эц;

- гараж дорожно-строительной техники;

- стоянки автомобилей, строительных машин, прицепов и машины;

- канализационная насосная станция;

- водопроводная насосная станция;

- резервуары емкостью 1000 и 2000мі;

- дежурный пункт контактной сети и другие здания и сооружения.

18. Управление горным предприятием

Разрез является горным предприятием, требующим на строительство и приобретение основных и вспомогательных производственных машин и оборудования огромных первоначальных затрат, исходя из этого требуется мощнейшая финансовая база финансового объединения (ГАО, АО, ТОО).

Совет директоров (акционеров) этого объединения создаёт аппарат для управления разрезом на основании функциональной структуры управления.

Совет директоров назначает генерального директора разреза, а он организует все остальные виды дирекций и служб.

Дирекция и службы-управленческие подразделения предприятием, которые создаются для организации целенаправленной деятельности производственных подразделений. Они выступают в роли субъектов управления, а производственные подразделения являются объектами управления.

В состав дирекций разреза входят:

1. Техническая

2. Производственная

3. По персоналу

4. Капитального строительства

5. Отдел главного механика

6. Отдел главного энергетика

7. Отдел главного маркшейдера

Службы (отделы):

1. Служба маркетинга

2. Отдел сбыта

3. Служба снабжения

4. Отдел планирования

5. Экономическая служба

6. Бухгалтерия

7. Отдел по охране труда и защите окружающей среды

8. Отдел по подготовке кадров

В свою очередь дирекции делегируют часть своих полномочий узким специалистам: главный технолог по БВР, по карьерному транспорту, по горным работам, главный конструктор, главный маркшейдер, инженер по охране труда и технике безопасности, главный геолог.

Подобное распределение обязанностей приводит к управлению узких специалистов, что сокращает время на принятие решений и возможные ошибки при управлении одним специалистом с более широкими функциями и обязанностями, также возрастает управляющее воздействие на исполнителей.

Исполнителями являются (объекты управления) участки вскрышных, добычных работ, транспортные и ремонтные цеха, участки электроснабжения, маркшейдерские и геологические службы, подразделения бытового обслуживания.

Для оперативного управления разрезом используется метод оперативного планирования

- устанавливаются месячные задания производственным подразделениям, по объёмам работ, по величине материальных, трудовых средств,

- выдаются наряды на производство работ каждому рабочему в соответствии с нарядной системой,

- координируются все производственные процессы подразделений в смене. Основано на передачи функций оперативного управления начальнику смены от директора по производству,

- предупреждение и ликвидация не стандартных ситуаций на основе создания дежурных бригад по наладке различного оборудования.

Для повышения производительности труда и повышения качества выполнения производственных операций применяется автоматизированное рабочее место в составе: персонального компьютера, подключенного к локальной сети АСУ разреза и имеющий выход в глобальную информационную сеть. Кодировщика графической информации (сканер), графопостроителя - для данного предприятия (принтер)

СОВЕТ АКЦИОНЕРОВ
ГЕНЕРАЛЬНЫЙ ДИРЕКТОР РАЗРЕЗА
ДИРЕКЦИИ ПО РАЗЛИЧНЫМ НАПРАВЛЕНИЯМ ДЕЯТЕЛЬНОСТИ
СЛУЖБЫ И ОТДЕЛЫ УЗКИХ СПЕЦИАЛИСТОВ
УЧАСТКИ И ЦЕХА

Рисунок 18.1 - Схема управления горным предприятием

19. Экономическая часть

19.1 Режим работы

Одна из основных задач организации производства - выбор рационального режима работы предприятия и его подразделений во времени. Режим работы разреза оказывает существенное влияние на использование во времени основных производственных фондов, особенно их активной части, а также на производительность труда рабочих.

Под режимом работы предприятия понимается установленная продолжительность и порядок производственной деятельности предприятия. Он определяет число рабочих и нерабочих дней и часов в году, число рабочих смен в сутки и продолжительность рабочей смены.

Согласно проекту принимается непрерывный режим работы разреза с числом рабочих дней в году 365.

Для отдельных цехов и участков принимаем различные режимы работы:

- для основных звеньев технологической цепи, связанных с выемкой, транспортированием и складированием угля, принимаем непрерывный режим работы - 365 дней в году с двумя 12-часовыми сменами в сутки.

- на буровзрывных работах и на процессах, несвязанных с основной технологией добычи угля (дренажные, путевые, ремонтные работы, служба связи, тепловые сети, маркшейдерская служба и др.), принимаем непрерывный режим работы - 255 дней в году (т.е. с двумя выходными днями в неделю) с работой в одну смену продолжительностью 8 часов.

Численность рабочих учитывается по списочным и явочным составам.

Число работников, состоящих в штате разреза и числящихся на данный момент в списке, называется списочным составом.

Списочный состав всегда больше явочного, так как учитывает и вышедших на работу и отсутствующих.

Отношение списочного состава работников к явочному называется коэффициентом списочного состава k_сп находится по формул

k_сп = Т_р.п / Т_р.р (19.1)

где Т_р.п - годовой режим работы предприятия, Т_р.п = 365 дней;

Т_р.р - годовой режим работы работника данной категории и профессии.

Т_р.р = (Т_к - Т_пр - Т_в - Т_отп + Т_сов) k, (19.2)

где Т_к - календарное число дней в году, Т_к = 365 дней;

Т_пр - число праздничных дней в году, Т_пр = 9 дней;

Т_в - число выходных дней в году, Т_в = 104 дня;

Т_отп - число дней отпуска рабочего;

k - коэффициент, учитывающий невыходы рабочих по уважительной причине, k = 0,96.

Объединяя формулы (19.1) и (19.2) получим

k _сп = Т_р.п / (Т_к - Т_пр - Т_в - Т_отп) k, (19.3)

Подставляя данные в формулу (19.3) получим коэффициент списочного состава для:

- машинистов экскаватора:

k _сп = 365 / (365 - 9 - 42) 0,96 = 1,1;

- помощников машиниста экскаватора, машинистов локомотивосостава:

k _сп = 365 / (365 - 9 - 38) 0,96 = 1,1;

- помощников машиниста локомотивосостава:

k _сп = 365 / (365 - 9 - 35) 0,96 = 1,1;

- для рабочих, занятых на вспомогательных работах (буровзрывные, ремонтные работы, вспомогательные работы):

k _сп = (365 - 104 - 9 +3)/ ((365 - 9 - 104 - 28) 0,96) = 1,08.

19.2 Капитальные затраты на строительство карьера

Капитальные вложения классифицируются по производственному назначению и направлениям.

По производственному назначению капитальные вложения делятся на вложения для создания производственных фондов (предприятия по добыче полезного ископаемого, обогатительные, вспомогательные и подсобные предприятия) и непроизводственных (жилищно-комунальные объекты).

В состав капитальных вложений, направленных на создание производственных фондов, входят:

горные затраты;

строительно-монтажные работы;

затраты на приобретение оборудования;

прочие капитальные работы.

Соотношение затрат на оборудование, строительно-монтажные и прочие работы образует структуру капитальных вложений. На структуру и направление капитальных вложений влияет НТП, увеличивается удельный вес капитальных затрат на приобретение и установление новых машин и оборудования при одновременном снижении доли затрат на строительно-монтажные работы. Рост удельного веса затрат на оборудование характеризует эффективность использования капитальных вложений и свидетельствует о новом техническом уровне промышленности.

Определим сумму капитальных затрат для строительства разреза. Расчет приведем в таблицах на основании показателей, собранных на преддипломной практике.

Таблица 19.1

Стоимость горно-капитальных работ

Наименование горных выработок	Общая сметная стоимость, тыс.тг.
Капитальная траншея	5396016
Разрезная траншея	2795280
Неучтенные работы, 20%	2047824
Всего:	10239120

Таблица 19.2

Стоимость строительно-монтажных работ

Наименование зданий и сооружений	Общая сметная стоимость, тыс. тенге
Административный комбинат	327652
Механические мастерские	655304
Материальный склад	25598
Ж.Д. станция	204782
Ж.Д. пути	2877193
Неучтенные работы, 20%	1023912
Всего:	5119560

Таблица 19.4

Сводная смета затрат на строительство разреза

Наименование затрат	Общая сметная стоимость, тыс. тенге
1	2
1. Горно-капитальные работы	10239120
2. Строительство зданий и сооружений	5119560
3. Приобретение и монтаж электромеханического оборудования	13652160
4. Жилищно-бытовое строительство 10% (от суммы строк 1, 2, 3)	3413040
5. Прочие затраты 5%	1706520
Всего капитальных затрат Кобщ	34130400
Удельные капитальные затраты Куд = Кобщ / Аг	1706,52	1396,35

Капитальные затраты на горные, строительно-монтажные работы, приобретение оборудования сводятся в таблице 19.4. Данные к таблице 19.4 взяты как итоги из таблиц 19.1 и 19.2 и как итог столбцов 6 и 7 таблицы 19.3.

19.3 Расчет себестоимости добычи угля

Себестоимость продукции находится во взаимосвязи с показателями эффективности производства. Она отражает большую часть стоимости продукции и зависит от изменения условий производства и реализации продукции. Существенное влияние на уровень затрат оказывают технико-экономические факторы производства. Это влияние проявляется в зависимости от изменений в технике, технологии, организации производства, в структуре и качестве продукции и от величины затрат на ее производство. Анализ затрат, как правило, проводится систематически в течение года в целях выявления внутрипроизводственных резервов их снижения.

Себестоимость - один из основных показателей производственно-хозяйственной деятельности горнодобывающих предприятий. Она в значительной степени выражает результаты работы всего коллектива предприятия, образует основу цены любого вида товара, служит одним из основных факторов, определяющих величину прибыли и уровень рентабельности производства.

Себестоимость является обобщающим показателем, поскольку на ее величину влияет размер всех затрат, связанных с производством и реализацией продукции. Она представляет собой качественный показатель, так как величина затрат зависит от качества управления и организации работы предприятия, использования материалов, оборудования, различных видов энергии и рабочей силы.

При расчете себестоимости все расходы группируются по экономическим элементам или калькуляционным статьям затрат.

Калькулирование производственной себестоимости в угольной промышленности производится по следующим экономическим элементам затрат на производство:

- расходы на оплату труда, в которые включаются расходы на основную и дополнительную заработную плату всего промышленно-производственного персонала с учетом премий рабочим, выплачиваемых из фонда заработной платы.

Основная заработная плата - это зарплата за отработанное время или выполненный объем работы рабочим, служащим, специалистам и руководящим работникам, числящимся в списочном составе предприятия. К дополнительной заработной плате относятся все виды выплат за предусмотренное законодательством по труду неотработанное время. Для определения расходов на оплату труда необходимо рассчитать численность и фонд заработной платы всего промышленно-производственного персонала.

Расчет численности рабочих по профессиям приведем в таблице 19.5.

Примечание к таблице 19.5:

- коэффициент списочного состава определен в пункте 2.1 по формуле (19.3);

- состав бригады экскаватора SRs(k) - 2000: машинист экскаватора - 3 человек, помощник машиниста экскаватора - 2 человека, электрослесарь - 1 человек, электрогазосварщик - 1 человек;

- состав бригады экскаватора ЭКГ-12УС - машинист экскаватора - 1 человек, помощник машиниста экскаватора- 2 человека;

- состав бригады экскаватора ЭШ-13/50 - машинист экскаватора - 1 человек, помощник машиниста экскавтора- 1 человека;

- состав локомотивной бригады: машинист локомотивосостава - 1 человек, помощник машиниста локомотивосостава - 1 человек;

- состав бригады бурового станка СБР-160: машинист бурового станка - 1 человек, помощник машиниста бурового станка - 1 человек, взрывник - 1 человек, электрогазосварщик - 1 человек;

- состав бригады бурового станка 2СБШ-200 - машинист бурового станка - 1 человек, помощник машиниста бурового станка - 1 человек, взрывник - 1 человек, электрогазосварщик - 1 человек;

Расчет заработной платы рабочих производится исходя из списочной численности и общего числа рабочих выходов в год (таблица 19.6)

Пояснение к таблице 19.6:

- прямая заработная плата определяется исходя из дневных тарифных ставок и общего числа человеко-смен за месяц;

- основная заработная плата включает в себя доплаты за работу в ночное время (40%), поощрительные доплаты (50%). Общий размер дополнительной заработной платы принимается равным 10% от основной заработной платы;

- годовой фонд заработной платы определяется умножением месячного фонда заработной платы на 11 месяцев.

Расчет заработной платы руководителей, специалистов и служащих производится исходя из заработной платы по окладу (таблица 19.7).

Расходы на оплату труда рабочих, специалистов, руководителей и служащих сводятся в таблице 19.8.

Таблица 19.3

Стоимость приобретения и монтажа электромеханического оборудования. Расчет амортизационных отчислений

Наименование оборудования	Балансовая стоимость, тыс. тг	Годовая норма АМО,%	Количество оборудования, шт	Общая стоимость оборудования, тыс. тг	Годовая сумма АМО, тыс. тг
1	2	3	4	5	6
SRs(k) - 2000	2300000	3	3	6900000	207000
ЭКГ-12УС	170000	3	6	1020000	30600
СБР-160	15000	10	5	75000	7500
ОПЭ - 1	104000	3,3	6	624000	20592
2ВС-105	13400	3,3	130	1742000	57486
Т-330	13000	6	4	52000	3120
2СБШ-200	13000	6	3	39000	2340
ТЭМ-2	65000	3,3	2	130000	4290
ЕДК-500/1	130000	4	2	260000	10400
ЭШ-13/50	160000	3	1	160000	4800
Прочее, 20%	-	-	-	2200400	69625,6
Итого:	2983400	-	-	13202400	417753,6

Таблица 19.5

Расчет численности рабочих по профессиям

Профессия	Явочная численность человек в сутки	Кол-во оборудования	Явочная численность человек в сутки, всего	Коэф-т списочного состава	Списочная численность человек, всего
1. Машинист экскаватора	15	15	30	21	33
2. Помощник машиниста экскаватора	28	28	56	21	62
3. Машинист локомотива	8	8	16	28	18
4. Помощник машиниста локомотива	8	8	16	21	18
5. Машинист бур. станка	8	8	16	5	18
6. Помощник машиниста бур. станка	8	8	16	5	18
7. Взрывник	5	-	5	5	6
8. Электрогазосварщик	4	-	16	12	17
9. Электрослесарь	6	-	24	18	26
10. Машинист дрезины	1	2	2	2	2
11. Помощник машиниста дрезины	1	-	2	2	2
12. Машинист тепловоза	1	2	2	2	2
13. Помощник машиниста тепловоза	1	-	2	2	2
14. Машинист ж/д крана	1	2	2	2	2
15. Помощник машиниста ж/д крана	1	-	2	2	2
16. Монтеры пути	20	-	20	20	22
17. Электрослесарь контактной сети	18	-	18	18	19
18. Рабочие АБК	25	-	25	25	27
19. Рабочие механического цеха	40	-	40	40	43
20. Бульдозеристы	4	8	8	7	9
Итого:	203		318	258	348

Таблица 19.6

Расчет фонда заработной платы рабочих

Профессия	Зарплата по окладу, тенге	Доплата за работу в ночное время, тг	Премия тг	Всего зарплата на 1-го рабочего, тенге	Списочная числен. рабочих, чел	Основная зарплата, тыс. тг	Дополн. зарплата тыс. тг	Годовой ФЗП, тыс. тг
1	2	3	4	5	6	7	8	9
Расчет		2*0,4	(2+3)* 0,6	2+3+4		5*6*11мес	8*0,1	8+10
1 Машинист экскаватора	29957	11983	25164	67104	33	22882	2288	25171
2 Помощник машиниста экскаватора	22580	9032	18967	50579	62	17248	1725	18972
3 Машинист локомотива	29957	11983	25164	67104	18	22882	2288	25171
4 Помощник машиниста локомотива	22580	9032	18967	50579	18	12797	1280	14076
5 Машинист бур. станка	25301	10120	21253	56674	8	3740	374	4115
6 Помощник машиниста бур. станка	17151	6860	14407	38418	8	2536	254	2789
7 Взрывник	25301	10120	21253	56674	6	3740	374	4115
8 Электрогазо-сварщик	21870	8748	18371	48989	17	9161	916	10077
9 Электро-слесарь	19512	7805	16390	43707	26	12500	1250	13750
10 Машинист дрезины	14666	5866	12319	32852	2	723	72	795
11 Помощник машиниста дрезины	13094	5238	10999	29331	2	645	65	710
12 Машинист тепловоза	21542	8617	18095	48254	2	1062	106	1168
13 Помощник машиниста тепловоза	19512	7805	16390	43707	2	962	96	1058
14 Машинист ж/д крана	19512	7805	16390	43707	2	962	96	1058
15 Помощник машиниста ж/д крана	15825	6330	13293	35448	2	780	78	858
16 Монтеры пути	15825	6330	13293	35448	22	8578	858	9436
17 Электро-слесарь контактной сети	19512	7805	16390	43707	19	9135	913	10048
18 Рабочие АБК	10508	4203	8827	23538	27	6991	699	7690
19 Рабочие механического цеха	13094	5238	10999	29331	43	13873	1387	15261
20 Бульдозеристы	19512	7805	16390	43707	9	4327	433	4760
Итого:	396811	158724	333321	888857		155523	15552	171076

Таблица 19.7

Расчет фонда заработной платы руководителей, служащих и специалистов

Профессия	Оклад, тг	Премия50%	Доплата 40%	Всего зарплата на 1-го раб., тг	Числен. раб., чел	Осн. зарплата, тыс. тг	Годовой ФЗП, тыс. тг
1	2	3	4	5	6	7	8
Расчет		гр2*0,5	гр2*0,4	гр2+3+4		2*6*11мес	5*6*11м
Директор разреза	54312	27156	21725	103193	1	597	1135
Главный инженер	42875	21438	17150	81463	1	472	896
Делопроизводитель	8571	4286	3428	16285	1	94	179
Производственная служба
Начальник производственной службы	33349	16675	13340	63364	1	367	697
Зам. начальника производственной службы	28569	14285	11428	54282	1	314	597
Начальник смены	21734	10867	8694	41295	4	956	1817
Техническая служба
Главный технолог	33349	16675	13340	63364	1	367	697
Главный специалист	27619	13810	11048	63364	1	304	697
Технолог	24761	12380	9904	45425	3	817	1499
Энергомеханическая служба
Главный механик	33349	16675	13340	63364	1	367	697
Главный энергетик	33349	16675	13340	63364	1	367	697
Старший механик	23908	11954	9563	45425	3	789	1499
Экономическая служба
Главный экономист	33349	16675	13340	63364	1	367	697
Инженер-экономист	15714	7858	6286	29859	2	346	657
Плановик	14290	7145	5716	27151	2	314	597
Служба кадров
Начальник кадров	15715	7858	6286	29859	1	173	328
Инспектор кадров	12380	6190	4952	23522	2	272	517
Бухгалтерия
Главный бухгалтер	33349	16675	13340	63364	1	367	697
Зам. главного бухгалтера	26636	13318	10654	50608	1	293	557
Бухгалтер	11917	5959	4767	22643	4	524	996
Механический цех
Начальник механического цеха	22380	11190	8952	42522	1	246	468
Зам. начальника механического цеха	19047	9524	7619	36190	1	210	398
Мастер	14290	7145	5716	27151	2	314	597
АБК
Начальник АБК	14290	7145	5716	27151	1	157	299
Мастер	10954	5477	4382	20813	2	241	458
Добычной участок
Начальник участка	42105	21053	16842	80000	1	463	880
Зам. начальника участка	33864	16932	13546	64342	2	745	1416
Горный мастер	23810	11905	9524	45239	4	1048	1991
Механик	22381	11190	8952	42523	2	492	936
Электромеханик	22381	11190	8952	42523	2	492	936
Нормировщик	14290	7145	5716	27151	1	157	299
Табельщик	7142	3571	2857	13570	1	79	149
Буровой участок
Начальник участка	39743	19872	15897	75512	1	437	831
Зам. начальника участка	31785	15893	12714	60392	1	350	664
Мастер	22381	11190	8952	42523	3	739	1403
Нормировщик	14290	7145	5716	27151	1	157	299
Табельщик	7142	3571	2857	13570	1	79	149
Транспортный участок
Начальник участка	42105	21053	16842	80000	1	463	880
Зам.начальника участка	33864	16932	13546	64342	2	745	1416
Начальник службы СЦБ и связи	29073	14537	11629	55239	1	320	608
Мастер службы СЦБ и связи	23433	11717	9373	44523	5	1289	2449
Начальник службы пути	24760	12380	9904	47044	1	272	517
Дорожный мастер	23810	11905	9524	45239	4	1048	1991
Начальник службы контактной сети	23433	11716	9373	44522	1	258	490
Электромеханик службы контактной сети	21428	10714	8571	40713	4	943	1791
Начальник службы движения	23810	11905	9524	45239	1	262	498
Диспетчер	14290	7145	5716	27151	5	786	1493
Дежурный по посту	9524	4762	3810	18096	20	2095	3981
Нормировщик	14290	7145	5716	27151	1	157	299
Табельщик	7142	3571	2857	13570	1	79	149
Итого:	1182332	591166	472936	2246434	93	23589	41988

Таблица 19.8

Расходы на оплату труда

Наименование	Ед. изм.	Сумма
Расходы на оплату труда рабочих	тыс. тг	171076
Расходы на оплату труда руководителей, специалистов и служащих	тыс. тг	44820
Итого по элементу «Расходы на оплату труда»	тыс. тг	215896

По элементу «Социальный налог» расчет производится в процентах от основной и дополнительной заработной платы. Норматив этих отчислений составляет 20% (таблица 19.9).

Таблица 19.9

Социальный налог

Наименование	Ед. измер.	Сумма
Расходы на оплату труда	тыс.тг	215896
Норма отчислений на социальный налог	%	20
Итого по элементу «Социальный налог»	тыс. тг	43179

К элементу «Вспомогательные материалы» относятся затраты на вспомогательные материалы, которые используются в процессе добычи полезного ископаемого (таблица 19.10). В стоимостном выражении наибольший удельный вес имеют следующие группы материалов: лесные материалы; взрывчатые материалы; запасные части; кабельная продукция и электроматериалы; хозяйственные материалы; смазочные и обтирочные материалы, осветительные и прочие материалы. Порядок перенесения стоимости материалов на себестоимость продукции зависит от их стоимости и срока службы. По элементу «Топливо» планируется и учитывается стоимость технологического топлива и топлива, расходуемого на производственно-технические нужды предприятия: на котельные, кузнечные горны в ремонтных мастерских, на калориферы, на отопление производственных зданий и сооружений (табл. 19.11).

Таблица 19.10

Вспомогательные материалы

Наименование	Ед. измер.	Цена
Вскрыша	тыс. м3	20000
1. Лесные материалы: норма расхода расход цена сумма в том числе шпалы: норма расхода расход (6км) цена сумма	м3/1000т м3 тенге/ м3 тыс. тг м3/1000т м3 тенге/ м3 тыс. тг	0,15 3750 14000 52500 150 900 14000 12600
2. Взрывчатые вещества: норма расхода расход цена сумма	кг/1000т т тенге/т тыс. тг	162,6 4065 58700 238615
3. Средства взрывания:% от ВВ сумма	% тыс. тг	8 19089
4. Запасные части (32% от АМО)	тыс. тг	141349
5. Рельсы: норма расхода расход цена сумма	т/п.м т тенге/т тыс.тг	4 24000 100000 2400000
6. Износ 6.1 Износ кабеля: норма на экскаватор сумма 6.2 Износ МБП: норма на экскаватор сумма 6.3 Износ спец. одежды: норма на 1 рабочего сумма	тыс. тг тыс. тг тыс. тг тыс. тг тыс. тг тыс. тг	150 600 200 800 1,52 480
7. Прочие материалы (35% от нормируемых сумм)	тыс. тг	163116
Итого по элементу «Вспомогательные материалы»	тыс. тг	629149

Таблица 19.11

Топливо

Наименование	Ед. изм.	Сумма
Вскрыша	тыс. тг	20000
1. Расход угля на ПТН цена сумма	т тенге тыс. тг	9000 577 5193
2. Расход ГСМ, в т.ч. 2.1 Диз. топливо: норма расхода расход ценасумма 2.2 Диз. масло: норма расхода расход цена/сумма 2.3 Бензин норма расхода расход цена сумма 2.4 Смазочные материалы: норма расхода расход цена сумма 2.5 Керосин: норма расхода расход цена сумма	тыс. тг кг/1000т тенге тыс. тг кг/1000т т тенге тыс. тг кг/1000т т тенге тыс. тг кг/1000 т т тенге тыс. тг кг/1000т т тенге/тыс. г	51137 33 825 41000 33825 3,4 85 58000/4930 2,6 65 54000 3510 2,8 70 120000 8400 0,9 22 21000/472
Итого по элементу «Топливо»	тыс. тг	56330

По элементу «Электроэнергия» учитывается стоимость электроэнергии, полученной со стороны (таблица 19.12), при расчете затрат на электроэнергию необходимо определить годовой расход электроэнергии, который определяется на основании: мощности двигателей электромеханического оборудования, количества рабочего оборудования, годового режима работы разреза, коэффициента использования двигателя во времени, коэффициента использования мощности двигателя.

По экономическому элементу «Амортизация основных фондов» планируются и учитываются амортизационные отчисления по основным производственным фондам предприятия независимо от того, где они находятся (в работе, ремонте, на складе) (таблица 19.13).

Таблица 19.13

Амортизация основных фондов

Наименование	Общая сметная стоимость, тыс. тг	Годовая сумма АМО, тыс. тг
Горно-капитальные работы (2%)	10239120	204782
Здания и сооружения (4%)	5119560	204782
Оборудование (табл.2.3)	13652160	429719
Жилищно-бытовое строительство (5%)	3413040	170652
Итого по элементу «АМО»	34130400	1095262

В статье «Ремонт основных фондов» отражаются затраты на материалы, заработную плату с отчислениями, электроэнергию и амортизацию, связанные с содержанием и текущим ремонтом производственного и транспортного оборудования, используемого на основном промышленном производстве, а также износ и затраты на восстановление инструментов и приспособлений (таблица 19.14).

Таблица 19.12

Электроэнергия

Наимен. обор-я	К-во	Мощность эл. двигателя кВт	Общ. мощн. потреб. кВт	Год. реж. работы, час	Годовой расход эл. энер. тыс. кВт/ч	Тариф тг	Затраты на эл. энергию тыс. тг
SRS(k)-2000	3	3200,0	9600	5040	48384	2,1	101606
ЭКГ-12УС	6	1860,0	11160	5040	56246	2,1	118621
ОПЭ-1	6	6480,0	38880	6120	237945	2,1	489684
2СБШ-200Н	3	162,0	480	2040	979	2,1	2056
СБР-160	5	90,0	450	2040	918	2,1	1928
Конвейер	5	160,0	800	2040	1632	2,1	3427
ЭШ-13/50	1	1460,0	460	2040	2978	2,1	6254
Прочее 10%							72357,6
Итого:			59714		345285		795933,6

Таблица 19.14

Ремонт основных фондов

Наименование	Ед. измер.	Сумма
Общая сметная стоимость электромеханического оборудования	тыс. тг	13652160
Норма отчислений на ремонт	%	5
Итого по элементу «Ремонт основных фондов»	тыс. тг	682608

По элементу «Прочие денежные расходы» планируются и учитываются следующие затраты: командировочные, канцелярские и почтово-телеграфные; на подготовку кадров; на погашение затрат на геологоразведочные работы; на биологическую рекультивацию и др. (таблица 19.15).

Таблица 19.15

Прочие денежные расходы

Наименование	Ед. измер.	Сумма
Расходы на оплату труда	тыс. тг	215896
Норма расхода	%	50
Итого по элементу «Прочие денежные расходы»	тыс. тг	107948

По элементу «Участковые расходы» учитываются расходы на: освещение, отопление, водоснабжение, содержание зданий и сооружений; заработную плату с отчислениями рабочих, занятых на разных хозяйственных работах; материалы, израсходованные на хозяйственные нужды участка, электроэнергию для хозяйственных нужд и др. (таблица 19.16).

Таблица 19.16

Участковые расходы

Наименование	Ед. измер	Сумма
Расходы на оплату труда	тыс. тг	215896
Норма расхода	%	150
Итого по элементу «Участковые расходы»	тыс. тг	323843

На основании производственных экономических расчетов составляется калькуляция себестоимости добычи угля. Калькуляционной единицей является 1 тонна добытого угля (таблица 19.17).

Таблица 19.17

Калькуляция себестоимости добычи угля

Наименование	Ед. измер, м3	Параметры
		сумма	уд. вес%
Вскрыша	тыс.	14000
1. Материальные затраты	тыс.	1483088	37,53
на 1 тону	Тенге	74,15
Вспомогательные материалы (таблица 19.10)	тыс.	629149
на 1 тонну	тенге	31,46
1.2 Топливо (таблица 19.11)	тыс. тг	56330
на 1 тонну	тенге	2,82
1.3 Электроэнергия (таблица 19.12)	тыс. тг	797609
на 1 тонну	тенге	39,88
2. Расходы на оплату труда таблица 19.8)	тыс. тг	215896	5,46
на 1 тонну	тенге	10,79
3. Социальный налог (таблица 19.9)	тыс. тг	43179	1,09
на 1 тонну	тенге	2,16
4. Амортизация основных фондов (таблица 19.13)	тыс. тг	1095262	27,72
на 1 тонну	тенге	54,76
5. Ремонт основных фондов (таблица 19.14)	тыс. тг	682608	17,27
на 1 тонну	тенге	34,13
6. Прочие денежные расходы (таблица 19.15)	тыс. тг	107948	2,73
на 1 тонну	тенге	5,40
7. Участковые расходы (таблица 2.16)	тыс. тг	323843	8,19
на 1 тонну	тенге	16,19
Итого участковая себестоимость	тыс. тг	3951824
на 1 тонну	тенге	197,59	100,00

19.4 Технико-экономические показатели проектируемого разреза

Расчет основных технико-экономических показателей проектируемого разреза для двух вариантов приведен в таблице 19.18. На основании данных расчетов мы сможем выбрать наиболее рациональный вариант отработки добычного участка.

Таблица 19.18

Технико-экономические показатели

Показатель, расчетная формула	Единица измерения	1в
1	2	3
1. Производственная мощность участка, Агод	тыс. тг	14000
2. Срок существования разреза	лет	45
3. Капитальные затраты на строительство, Кобщ	тыс. тг	34130400
4. Удельные капитальные вложения, Куд = Кобщ / Агод	тг / т	1706,52
5. Число рабочих дне в году, Тр	дней	365
6. Суточная производительность участка, Асут = Агод / Тр	т / сут	38356
7. Штат работающих участка(Чсп), в том числе: рабочие ИТР	чел чел чел	441 348 93
8. Сменная производительность труда рабочего, ПТсм = Асут / Чяв Чяв - явочная числ. раб. в сут.	т / чел. см. чел	239,5 286
9. Месячная производительность труда рабочего, Птмес = Агод / (12 * Чсп)	т / чел. мес.	6593
10. Средняя месячная зарплата раб. ЗП = ФЗП / (12 * Чсп) ФЗП - годовой фонд з/п	тг тыс. тг	45652 173114
11. Себестоимость 1 т угля, Су	тг	197
12. Цена 1 т угля, Цу = Су + Нпр Нпр - норма прибыли (100%)	тг	394
13 Годовой доход, Д = (Цу - Су) * Агод	тыс.тг	3940000
14. Рентабельность производства, Робщ = Д / (ОФ + ОбФн) * 100 ОФ - стоимость осн. фондов ОбФн - стоим. нормир. обор. средств (15% от ОФ)	% тыс. тг тыс. тг	10,03 34130400 5119560
15. Фондоотдача, Фо = Агод * Цу / ОФ	тыс.тг	0,23
16. Фондоемкость, Фем = 1 / Фо	тыс.тг	4,3
17. Фондовооруженность, Фв = ОФ / Чсп	тыс. тг / чел.	84910
18. Срок окупаемости Ток = Кобщ / ДП ДП - ден. поступл. ежегодные ДП = Д + Ао Ао - год.сумма. амортизац. отч.	лет тыс.тг тыс.тг	6,7 5035262 1095262
19. Срок окупаемости с учетом фактора времени Ток = n +(Кобщ - Е ДПt1) / (ДПt1 + 1) n- целое число лет, при котором сумма доходов оказывается наиболее близкой к величине капиталовложений, но обязательно меньше её; ДПt1 - денежные поступления в t-ом году с учетом фактора времени ДПt1 = ДП * (1 + е) t; (таблица 2.19) е - процентная ставка	лет лет тыс. тг, %

Под сроком окупаемости понимается продолжительность периода времени, в течение которого сумма чистых доходов, дисконтированных на момент завершения проекта, равна сумме капиталовложений.

Известны два подхода к расчету срока окупаемости.

Первый заключается в том, что сумма капиталовложений делится на величину годовых поступлений. Его применяют в случаях, когда поступления равны по годам.

Второй предполагает нахождение величины денежных поступлений от реализации проекта нарастающим итогом. При этом учитываются различия в цене денег во времени, рассчитывая каждое из слагаемых сумм денежных доходов с использованием коэффициента дисконтирования. Для определения срока окупаемости по этому доходу производятся расчеты в таблице 19.19

Таблица 19.19

Расчет срока окупаемости

Год, t	Коэ-т диск-я, 1/(1 + е)t	ДП, тыс. тг, ден. поступл.	ДПt1=ДП*(1+е)t тыс. тг	Е ДПt1, тыс. тг
1	2	3	4	5
1	0,9091	4856345	4414903	4414903
2	0,8264	4856345	4013284	8428187
3	0,7513	4856345	3648572	12076759
4	0,6830	4856345	3316884	15393643
5	0,6209	4856345	3015305	18408948
6	0,5645	4856345	2741407	21150355
7	0,5132	4856345	2492276	23642631
8	0,4665	4856345	2265485	25908116
9	0,4241	4856345	2059576	27967692
10	0,3855	4856345	1872121	29839813
11	0,3505	4856345	1702149	31541962
12	0,3186	4856345	1547232	33089194
13	0,2897	4856345	1406883	34496077
14	0,2633	4856345	1278678	35774753

1в. Ток = 13 +((34799400 - 34496077) / 1278676) = 13,2

2в. Ток = 11 + ((29345400-27743074) / 1648780) = 11,9

20. Путь и путевое хозяйство на открытых горных работах

Достоинствами железнодорожного транспорта являются высокая надежность, возможность перевозить практически любые насыпные грузы, а так же как правило малая зависимость его эффективности от климатических условий, незначительный расход энергии из-за малого сопротивления движению, возможность достижения высокой производительности за счет пропуска большого числа поездов и увеличения массы поезда до 1500-2000 тонн, относительно низкие удельные затраты на транспортирование, большой срок службы оборудования, возможность использования любых типов энергии и локомотивов.

Недостатками железнодорожного транспорта, ограничивающими область его применения, большая протяженность франта работ, значительные радиусы поворота, незначительные подъемы, значительные затраты на перемещение рельсошпальной решетки и контактной сети, малая механизация вспомогательных работ, большие капитальные затраты.

Схемы железнодорожных путей во многом определяются схемой вскрыши карьера.

По условиям эксплуатации карьерные железнодорожные пути подразделяются на временные со сроком службы менее одного года постоянные со сроком службы более одного года.

К временным путям относятся погрузочные пути породных отвалов.

К постоянным (стационарным) путям относятся пути железнодорожных станций, траншейные пути, пути съездов в разрез и на отвал, соединительные пути, пути ремонтных площадок звеносборочной базы.

Железнодорожные пути находятся в тяжелых условиях эксплуатации. Полотно размывается дождями, вода проникает в балластный слой и земляное полотно, замерзает там, вызывая вспучивание полотна.

Подвижной состав оказывает сильное воздействие на железнодорожный путь. Нагрузки, возникающие на значительную глубину, разрушают железнодорожное полотно, ускоряют и усиливают деформацию его размыва дождями, наледей и других образований, что обуславливает просадки прекосы железнодорожного пути, разрушение и загрязнение балластного слоя и земельного полотна. Выходят из строя шпалы, скрепления, рельсы.

Различия в условиях эксплуатации передвижных и стационарных путей обуславливают различия ограничений скоростей движения по ним. Так по передвижным участкам пути максимальная скорость движения состава ограничивается 20 км/час, по постоянным 25 км/час.

Существенные особенности конструкции и содержания имеют передвижные пути. Они характеризуются неустойчивым земляным полотном, обводненностью, наличием большого количества криволинейных участков с малыми радиусами и значительными уклонами продольного профиля. Передвижные пути отличаются слабыми и неравно упругими основаниями, поэтому укладка рельсов Р-65 привела к снижению объема аварийно-восстановительных работ на 35-40%, трудоемкость текущего содержания пути уменьшилась почти в 2 раза, а также сократилось образование дефектов, особенно по изломам и искривлениям, при передвижке, переукладке и рихтовке пути. Благоприятно на содержание пути сказалось количества шпал до 1840 штук на прямых участках пути и до 2000 на криволинейных участках и при неустойчивом основании. А так как передвижной путь систематически переукладывается на новое место и имеется большое количество криволинейных участков, поэтому проектом принимает шпал на передвижных путях 1840 штук на один километр. Кроме того, для усиления пути от возможных уширений принимаем на одно звено до пяти шпал заменять на металлические, при длине рельс 12,5 метров.

Балластный слой предназначен для восприятия давления от под рельсового основания и передачи его на основную площадку земляного полотна. Поэтому применение щебеночного балласта вместо местного грунта также улучшило качество состояния железнодорожного пути. Проектом принимается в качестве балласта использовать щебень, зерновой состав фракции от 25 до 70 мм, на передвижных путях вскрыши, расход щебня-1200м³ на 1000м. переуложенного железнодорожного пути.

Основными видами дефектов деревянных шпал являются гниение древесины, ее механический износ и раскрытие трещин, в настоящее время выход шпал по растрескиванию составляет 15-20%, по гниению 30-60% и по механическим повреждениям 20-70%.

Учитывая высокую стоимость деревянных шпал основные мероприятия должны быть направлены на повышение срока службы деревянных шпал. Учитывая опыт проведенных исследований ВАИИЖТ МПС описанных в (24) внедрить способ более глубокой пропитки хвойных пород деревянных шпал. Более глубокая пропитка обеспечивается сеткой глубоких наколов диаметром 5мм не доходящих до верхней потели на 20мм. Сетки отверстий должны располагаться в двух зонах (по 360мм с 49 наколами) за концами прокладок, где наиболее интенсивно идет гниение древесины. Иглы для прокалывания должны иметь режущие кромки, расположенные поперек волокон. Нанесение сетки отверстий понижает прочность шпалы всего на 2%(24).

Срок службы шпал при их пропитке с наколами увеличивается до 25-30 лет и, несмотря на увеличение расхода антисептика (примерно в 2-2,5 раза), наколы шпал экономически оправданы.

Растрескивание шпал вызывают до 25%их выхода. Для предупреждения растрескивания применяют различные укрепители П- образные способы, S и С- образные способы, обвязка проволокой и установка металлических болтов. Эффективность их различна. Так усиление необходимое для раскрытия трещин на 10мм, по сравнению с усилием при двух П- образных способах требуется: для S- образных способах 113%, обвязки полосой 282% и при металлических болтах 316%.

Механический износ шпал проходит в виде смещения и перетирания древесины под подкладками и разработки отверстий прикрепителей (костылей).

Уменьшение интенсивности смятия и перетирания древесины под подкладками достигается за счет укладки нашпальных прокладок из резины или гомбелита. Для уменьшения разработки отверстий в зонах установки прикреплений достигается просверливанием отверстий на глубину 130мм диаметром 12,7мм (мягкие породы- бук, береза, лиственница) для костылей и на глубину 155мм диаметром 16мм для шурупов, с заполнением отверстий антисептической пастой.

На постоянных участках пути проектом предусматривается установка железобетонных шпал ШС-1 или ШС-1У.

На участках руководящих уклонов (40%), где наблюдается интенсивный уклон пути рельсов и всей ресошпальной решетки могут применятся только деревянные шпалы, а существующая конструкция противоугонов не удерживают угона рельсов.

Необходимо увеличить количество противоугонов на 100%.

20.1 Особенности содержания передвижных путей

На передвижных путях производится два видов работ: перемещение (переукладку) и текущее содержание.

Работы по перемещению железнодорожных путей выполняются на основе месячного технологического графика организацией выемочно- погрузочных, подготовительных и вспомогательных работ вскрышных и отвальных уступах.

Комплекс работ по перемещению забойных и отвальных путей показан на графике, в него входят подготовка земельного полотна, включая его формирование, уплотнение, планировка и устройство водоотвода; разбивка трассы и инструментальная проверка продольного профиля; разборка пути на звенья на старой трассе и перемещение их на новую трассу или вывозка на звеносборочную базу для ремонта; укладка пути на новой трассе звеньями, взятыми со старой трассы или доставленными со звеносборочной базы после ремонта; балансировка и выправка пути; послеукладочный ремонт.

Продольный профиль и план трассы передвижных путей принимается в соответствии с требованиями строительных норм и правил.

На криволинейных участках пути рекомендуется применять радиусы кривых не менее 300м. Минимальный радиус кривых на передвижных путях должен быть не менее 100м.

Расстояние от оси погрузочного железнодорожного пути до нижней бровки уступа (при работе экскаваторов с верхней погрузкой) принимается не менее 2,5м. На отвалах, где применяются одноковшовые экскаваторы, расстояние от оси разгрузочного железнодорожного пути до верхней бровки уступа в месте разгрузки думпкаров принимается не менее 1,6км.

График переукладки железнодорожного пути

№п/п	Вид работ	Применяемые механизмы	Прод. работ на 1км пути смен, шт
1	Укладка дренажных труб для пропуска воды	ДЭТ-250М	1
2	Чернова планировка трассы	ДЭТ-250М	1
3	Нивелирование трассы и вы-дача профиля на планировку	Участковый маркшейдер	1
4	Чистовая планировка трассы бульдозером по профилю	ДЭТ-250М	1
5	Инструментальная разбивка трассы	Участковый маркшейдер	1
6	Выкидка звеньев железнодорожного пути на промежуточную трассу и выкидка опор контактной сети	ЕКД-500 ЕКД-300	2
7	Укладка железнодорожного пути на новую трассу и установка контактных опор на новое место	ЕДК-500
8	Выбраковка деревянных шпал	Ручная работа	250
9	Подвоз новых шпал и скреплений	Трактор или автомашина	250
10	Послеукладочный ремонт пути с заменой шпал и перешивной железнодорожные пути	Ручная работа	250
11	Рихтовка пути	Т-150
12	Дозирование железнодорожного пути щебнем	Хоппер-дозатор ЦНИЙ-ДВЗМ	1200м3
13	Подъемка пути	ПРМ-1
14	Подъемка пути	ВПО 3000	1 час
15	Проверка железнодорожного пути и сдача его под обкатку	50 ПАР поездов
16	Дозирование концов железнодорожного пути	Хоппер-дозатор ЦНИИ-ДВЗМ	8
17	Комиссионная проверка пути и прием его в эксплуатацию

20.2 Срок службы деревянных шпал

Срок службы деревянных шпал зависит от грузонапряженности, типа рельсов, способа пропитки, эксплуатационных условий, климата и др.

На промышленных железных дорогах средний срок службы шпал составляет 8-10 лет, а на передвижных путях 3-4 года.

По нашим наблюдениям основные дефекты деревянных шпал, на постоянных участках пути как древесины, разработка костыльных отверстий, выколы, изломы, составляют около 70% всех дефектов, а гнилость всего- 20%.

На передвижных участках пути к указанным дефектам добавляется такой эффект как механическое воздействие горным оборудованием (экскаваторы, бульдозеры), особенно это заметно на отвалах обслуживаемых экскаватором типа драглайн 13/50 до 60% от всех выбракованных шпал составляют излом концов ковша экскаватора; на вскрышных уступах излом шпал от работы тяжелым бульдозером при отчистке железнодорожного пути от завалов при ведении взрывных работ.

При каждой перекладке железнодорожного пути на каждом звене в среднем устанавливается 5-6 новых шпал, это примерно 25% от всего количества. На путях, где не ведутся взрывные работы, без завалов железнодорожного пути горной массой, при переукладке заменяется 2-3 шпалы на звено, примерно 12%.

На передвижных участках пути проектом принимается от растрескивания применять шпалы с S-образными скобами, а при ремонте укреплять металлическими болтами и применять деревянный вкладыш. От механического износа шпал применять прокладку под подкладку.

Организационно- технические мероприятия, предложенные проектом для продления срока службы деревянных шпал:

1. Установка укрепляющих элементов на новых шпалах;

2. Применение раздельных скреплений Д-21 Д-4У на постоянных участках пути и на отвале;

3. Применение противоугонных скреплений на руководящих уклонах разреза постоянных и передвижных участках железнодорожного пути;

4. Глубокая пропитка шпал и переводных брусьев путем проколов и установка таких шпал на соединительных путях перегонов;

5. Пропитка шпал для установки их в путь на передвижных участках пути;

6. Установка на шпальных прокладок из рифленой резины между шпалой и прокладкой;

7. Укладка новых передвижных железнодорожных путей и пропитанными и укрепленными скрепляющими элементами, шпалами;

8. Ремонт деревянных шпал бывших в употреблении на ПМС;

9. Установка металлических шпал на передвижных участках пути в количестве 5 штук на звено 12,5м.;

10. Ремонт ресошпальной решетки постоянных и передвижных путей по заранее запланированным графикам;

11. Ведение взрывных работ в блоке до укладки железнодорожного пути или вывоз звеньев железнодорожного пути на период ведения взрывных работ;

12. Контроль за работой экскаваторов на вскрыше и отвалах со стороны горного надзора участков.

20.3 Ремонт шпал и брусьев в специализированных пунктах

Звеносборочные базы и дистанции пути, которые не могут направить изъятые из пути подлежащие ремонту шпалы в шпалоремонтные мастерские, организуют на местах специализированные пункты по их ремонту.

При ремонте шпал в специализированных пунктах предусматривается:

- удаление из шпал сломанных костылей и шурупов;

- очистка поверхности шпал и имеющих в них трещин;

- постановка пропитанных пробок в старые костыльные или шурупные отверстия;

- удаление изношенной древесины в местах укладки подкладок;

- антисептирование трещин и зачищенных мест;

- сжатие сквозных по торцу трещин и обвязка проволокой диаметром 6-7мм, или установка металлических болтов. В шпалах без сквозных по торцу можно применять деревянные или металлические винты.

Специализированные пункты по ремонту шпал должны быть оснащены теми же механизмами и инструментами, что и для ремонта шпал в пути.

Ремонт шпал в специализированных пунктах выполняются по той же технологии, что и ремонт шпал и брусьев, лежащих в пути. Старые костыльные отверстия должны быть заделаны антисептированными пробками установленных размеров, просверлены отверстия для новых прикреплений и антисептированы.

Отремонтированные в специализированных пунктах шпалы должны удовлетворять следующим требованиям:

- не иметь видимых признаков гнили;

- старые костыльные отверстия заделаны пробками;

- укреплены металлическими болтами, деревянными или металлическими винтами или обвязаны проволокой;

- трещины и зачищенные места покрыты антисептической пастой, затем гидроизоляционным слоем.

20.4 Контроль состояния пути

При контроле и осмотре пути, прежде всего, выявляются неисправности, угрожающие безопасности движения подвижного состава, а также прочность и устойчивость верхнего строения пути, земляного полотна и путевых устройств. Определяется степень износа элементов пути и их состояние, проверяется соблюдение норм устройства рельсовой колеи.

Особое внимание необходимо уделять состоянию рельсовых стыков, рельсовых переводов, кривых участков и путей на искусственных сооружениях.

Результаты осмотра фиксируются в книге проверки пути и стрелочных переводов; журнале осмотра путей; стрелочных переводов, устройств СЦБ, связи и контактной сети; книге осмотра искусственных сооружений; паспорте кривой.

Оценка технического состояния пути может производится по следующим показателям:

- отступления от норм содержания пути (геометрические параметры);

- условиям взаимодействия пути и подвижного состава (силовые параметры);

- степени износа, дефектам, прочности, стабильности.

На разрезе состояние пути оценивается по геометрическим параметрам, износу и дефектам. Для этого применяются путеизмерительные тележки, дефектоскопные средства, различные шаблоны и измерительные приборы.

Основные критерии оценки:

- по отступлениям от номинальных значений геометрических параметров рельсовой колеи (ширина колеи, превышение рельсов, направление в плане, неровности, уклоны, под уклонка рельсов);

- по силовым факторам взаимодействия пути и подвижного состава (динамические силы, плавность хода, устойчивость движения).

Геометрические параметры состояния пути контролируются простейшими измерительными средствами, силовая оценка состояния пути требует сложных измерительных, как правило, бесконтактных систем, а на практике проверяется «на глазок» при объездах дорожным мастером на локомотивах и в основном зависит от его опыта работы.

Для оценки состояния пути устанавливается три степени отступлений этих параметров от норм содержания:

1- степень характеризуется отступлением при которых обеспечивается безопасность движения поездов с установленными скоростями, то есть отступления находятся в пределах допусков;

2- степень характеризуется отступлениями, наличие которых интенсифицирует процесс накопления остаточных деформаций и расстройств пути и требует снижения скорости движения поездов;

3- степень характеризуется такими отступлениями, которые доходят до критических значений и угрожают безопасности движения поездов.

Диагностика пути и оценка на ее состоянии верхнего строения производится для решения одной из следующих задач:

- установка необходимости ремонта пути, его вида и объема;

- проверки качества выполнения работ;

- прогнозирование ремонтных работ на перспективу.

Диагностическая информация должна обеспечивать надежность и точность, полноту объема, своевременность.

Кроме того, она должна подаваться в виде, пригодном для немедленного практического использования с применением обработки на ЭВМ. Действие диагностической системы заключается в периодических и одноразовых измерениях, автоматической обработке собранного материала информации с помощью ЭВМ, передача результатов соответствующей службе планирования и оптимизации комплекса ремонтно-путевых работ, с учетом имеющихся ресурсов и по объектных объемов работ.

Диагностическая система должна обеспечивать:

- определение состояния верхнего строения пути на текущий момент и на перспективу;

- оптимизацию плана ремонтно-путевых работ;

- обоснование предпосылок по совершенствованию конструкций верхнего строения пути и методов его содержания.

Создание эффективно действующей диагностической системы путевого хозяйства позволит в перспективе перейти от жестких нормативов Положения о планово- предупредительном ремонте и традиционной структуре ремонтного цикла железнодорожного пути к планированию комплекса работ по действующему состоянию верхнего строения.

20.5 Планирование работ по содержанию железнодорожных путей

В путевом хозяйстве предприятия должны составляться следующие планы работ: перспективный, годовой, оперативный. Перспективные планы составляются из условия обеспечения перевозочного процесса предприятия, устанавливаются основные направления развития путевого хозяйства, предполагаемые объемы строительства новых постоянных путей и станций, реконструкция существующих, объемы ремонтно- путевых работ и необходимые ресурсы с распределением их по годам, а также важнейшие показатели работы.

Текущие (годовые) планы составляют на основе пятилетних планов, ремонтных нормативов и данных о состоянии железнодорожных путей (на основании весенних осмотров состояния путей). Они определяют годовые планы ремонтно-путевых работ с учетом выделяемых трудовых, материальных и финансовых ресурсов.

На основании годового плана на путевых участках или околотках разрабатываются месячные планы работ по текущему содержанию пути, уточняются их показатели по результатам сплошного весеннего осмотра и данных проверок и замеров технического состояния пути. На его основе составляются недельно-суточные графики.

На основании графика годового ремонта горного оборудования разреза при длительных ремонтах экскаваторов проектом предусматривается ремонт передвижных путей один раз в 3 года производить на звеносборочной базе. Где определяются, на основании осмотра, и выбраковываются непригодные для дальнейшей эксплуатации рельсы, скрепления, определяются шпалы для ремонта на шпалоремонтной мастерской. Для вывозки звеньев на ремонт используются железнодорожные платформы или переукладочный поезд укладочным краном УК-25/9 и моторными платформами МПД.

Организационная структура путевых участков разреза

20.6 Производственная база путевой машинной станции

Путевая машинная станция предназначена для изготовления путевой решетки и сопутствующих работ. Весь комплекс работ можно разделить на две группы: основные и вспомогательные. В основную группу входят работы, определяющие плановую деятельность: сборка и разборка старо годной рельсошпальной решетки и стрелочных переводов. Вспомогательные работы связаны с обеспечением приема и хранения новых материалов, отгрузкой старо годных материалов, получаемых при разборке решетки, с формированием и отправлением на перегон хозяйственных поездов, с необходимым техническим обслуживанием и ремонтом машин и механизмов.

Для сборки рельсошпальной решетки базы ПМС оснащены козловыми кранами, агрегатами для сборки новых звеньев, агрегатами для разборки рельсошпальной решетки, шпалоремонтыми мастерскими, шпалопропиточными цехами и цехами путевых машин.

Для сборки новых звеньев рельсошпальной решетки используется полуавтоматическая потолочная линия ЗЛХ-800, для разборки рельсошпальной решетки звеносборочная линия ЗРС конструкции ПТКБ ХабНИЖТа.

20.7 Экономическое обоснование проекта

Обеспечение безопасности движения поездов требует проведения систематического контроля геометрических параметров рельсовой колеи и неисправности его конструктивных элементов.

Деформацию и неисправности пути можно разделить на три основные группы: отступлением от норм содержания пути, износ элементов пути и повреждения в результате механических воздействий (сходы, падения грузов и т.д.).

Основные неисправности пути и повреждения ликвидируются при текущем содержании пути, которое предусматривает содержание рельсовой колеи, балластного слоя, шпал, брусьев, рельсов и рельсовых скреплений.

Одной из основных деформаций пути является просадки и перекосы, исправления которых производится подбивкой шпал. Затраты на выправку пути в вертикальной плоскости составляют более 80% объема работ по текущему содержанию пути.

Значительное число сходов подвижного состава с рельсов на предприятиях происходит из-за недопустимого уширения колеи, ослабления промежуточных рельсовых скреплений, кустовой гнилости шпал, нарушения габарита.

Серьезные неисправности пути вызывает угон: смещаются шпалы с уплотненных постелей, сгоняются и перекашиваются рельсовые стыки расстраиваются стыковые и промежуточные скрепления. Применение противоугонов значительно снижает угон пути, но недостаточно. Сравним по стоимости существующий способ крепления пути и предложенный проектом с учетом их укладки на руководящих уклонах разреза. (таблицы №1,№2). Стоимость пути со специальными противоугонными креплениями выше на 1277,1 тысяч тенге 1км железнодорожного пути. Кроме того, выше будет и стоимость сборки этого пути, но сразу же в первые годы эксплуатации уменьшается:

Затраты на содержание пути от угона рельс и уменьшаются количество шпал от механического повреждения от противоугонов. Поэтому экономические расчеты проведем только за счет увеличения срока службы шпал с глубокой пропиткой на путевой механизированной станции.

Т_{Л (20.1)}

Где, С_ш- стоимость шпал на 1км. пути;

С_к- стоимость капитального ремонта пути;

С_доп- дополнительная стоимость за счет увеличения цены на крепления пути;

Т_л- ремонтный цикл.

т. тенге в год.

Таблица 20.1

Цена 1 км железнодорожного постоянного пути при эпюре 1840 шпал на 1 км

№ п/п	Наименование материалов	Потребность на 1км., шт.	Масса одной детали, кг.	Масса деталей на 1км. пути, т.	Цена, тенге	Сумма, тыс. тенге
1	Шпалы деревянные L-2.75м.	1840			1300	2392,0
2	Рельсы Р-65 L-25м.	80	1618	129,44	40000	5177,6
3	Накладки четырех-дырные	160	23,78	3,8	40000	152,0
4	Болт с гайкой	320	1,04	0,333	48000	16,0
5	Шайба М22	320	0,093	0,029	50000	1,45
6	Подкладки Д-65	3680	7,66	28,19	56000	1578,6
7	Костыли	14720	0,38	5,6	30000	168,0
8	Противоугоны	3520	1,36	4,8	30000	144,0
9	Пропитка шпал	1840		0,010	20978	386,0
Итого:	10015,7

Таблица 20.2

Цена 1 км железнодорожного постоянного пути при эпюре 1840 шпал на 1 км

№ п/п	Наименование материалов	Потребность на 1км., шт.	Масса одной детали, кг.	Масса деталей на 1км. пути, т.	Цена, тенге	Сумма, тыс. тенге
1	Шпалы деревянные L-2.75м.	1840			1300	2392,0
2	Рельсы Р-65 L-25м.			129,44	40000	5177,6
3	Накладки четырех дырные	160	23,78	3,8	40000	152,0
4	Болт с гайкой	320	1,04	0,333	48000	16,0
5	Шайба М22	320	0,093	0,029	50000	1,45
6	Двух реберная подкладка	3680	8,4	30,9	58000	1792,2
7	Нижняя подкладка	3680	4,1	15,1	24000	362,0
8	Болты для крепления подкладок	7360	0,46	3,4	48000	163,2
9	Противоугон	3680	0,5	1,84	52000	95,6
10	Пропитка шпал с предварительным проколом	1840		0,020	420	772,8
Итого:	11292,8

Аналогично сравним по стоимости существующий способ крепления (таблица 20.1) и стоимость 1км. железнодорожного пути со скреплением Д-2 или Д-4У (таблица 20.3).

Таблица 20.3

№ п/п	Наименование материалов	Потребность на 1км., шт.	Масса одной детали, кг.	Масса деталей на 1км. пути, т.	Цена, тенге	Сумма, тыс. тенге
1	Шпалы деревянные L-2.75м.	1840			1300	2392,0
2	Рельсы Р-65 L-25м.			129,44	40000	5177,6
3	Накладки четырех дырные	160	23,78	3,8	40000	152,0
4	Болт с гайкой	320	1,04	0,333	48000	16,0
5	Шайба М22	320	0,093	0,029	50000	1,45
6	Двух реберная подкладка	3680	8,4	30,9	58000	1792,2
7	Прокладка под шпалу	3680			200	736,0
8	Шурупы	14720	0,42	6,2	25000	155,0
9	Болт с гайкой	7360	0,46	3,4	48000	163,2
11	Шайба пружинная двух витковая	7360	0,09	0,66	50000	33,0
12	Пропитка шпал с предварительным проколом					772,8
Итого:	11554,0

т. тенге в год с одного километра постоянного пути.

Экономический эффект путем замены скреплений, пропитки шпал, установка резиновых прокладок, а следовательно увеличения срока службы деревянных шпал на передвижных путях с 3-5 лет до 4-6 лет. Получить невозможно из-за малого срока их годности и высокой стоимости пропитки и резиновых прокладок А в комплекте с учетом заменой рельс 30% на старогодные, возможно.

Вертикальный износ рельс Р-65 на главных путях допускается до 12мм, на передвижных до 20мм. И только на ПМС возможно качественная подгонка рельс по вертикальному износу, который должен быть не более 1мм. между рельсами.

Проектом предусматривается ремонт передвижного пути на ПМС производить 1 раз в три года с заменой рельс на старогодние. Стоимость нового передвижного пути представлена в таблице №20.4 стоимость дополнительных расходов и стоимость ремонта ПМС в таблице №20.5.

Экономический эффект составит:

(20.2)

С_т - стоимость новых шпал;

С_рем- стоимость ремонта передвижного пути;

С_доп- дополнительные затраты на прокладку шпал;

С_р- стоимость 30% заменяемых шпал на ПМС и новые и отремонтированные;

Т₁- 2*3- срок службы шпал с учетом ремонта на ПМС;

Т₂- 2*3- срок службы шпал с учетом 1 ремонта на ПМС и заменой 30% рельс на старогодные.

Таблица 20.4

Цена 1 км железнодорожного (передвижного) пути при эпюре 1840 шпал на 1 км

№ п/п	Наименование материалов	Потребность на 1км., шт.	Масса одной детали, кг.	Масса деталей на 1км. пути, т.	Цена, тенге	Сумма, тыс. тенге
1	Шпалы деревянные	1440			1300	1872,0
2	Шпалы металлические	400			15000	6000,0
3	Рельсы Р-65 L-12,5м.	80	1618	129,44	40000	5177,6
4	Накладки четырех дырные	320	23,78	7,6	40000	304,0
5	Болт с гайкой	640	1,04	0,666	48000	30,0
6	Подкладки Д-65	2880	7,66	22,06	56000	1235,4
7	Костыли	11520	0,38	4,38	30000	131,4
Итого:	14752,4

Таблица 20.5

Дополнительные материалы к таблице 4

№ п/п	Наименование материалов	Потребность на 1км., шт.	Масса одной детали, кг.	Масса деталей на 1км. пути, т.	Цена, тенге	Сумма, тыс. тенге
1	Прокладки резиновые	2880			200	576,0
2	Пропитка шпал	1440				302,4
3	Ремонт пути на ПМС с заменой на новые шпалы	1				1040,0
4	Ремонт пути на ПМС с заменой на отремонтированные шпалы	1				835,0
5	Ремонт пути с заменой отремонтированных шпал и с ремонтом металлических шпал	1				1353,0

Примечание:

При ремонте на ПМС на 1км. пути по норме устанавливаются:

Шпалы новые-720шт.

Шпалы ремонтные -320шт.

Шпалы б/у без ремонта-400шт.

Итого (передвижные пути) 1440+400 металлические.

Итого постоянные 720+320+800 б/у.

тыс. тенге в год

Кроме экономии стоимости материалов, экономический эффект можно получить за счет уменьшения количества работ в пути по регулировки зазоров, уменьшению количества замены шпал при пере укладки ж.д. пути, а следовательно и уменьшения объема работ. Этот эффект можно подсчитать только при анализе многолетних наблюдений.

Список использованных источников

1. Федотов И.П., Виницкий Л.С. “Открытая разработка сложно-структурных угольных пластов” - М.: Недра, 1982, 143 с.

2. Белик Н.М., Федотов И.П., Джаксыбаев С.И. ”Уголь Экибастуза” - М.: Недра, 1992, 204 с.

3. Арсентьев А.И. ”Вскрытие и системы разработки карьерных полей” М. Недра, 1981, 278 с.

4. Хохряков В.С. ”Открытая разработка месторождений полезных ископаемых. Учебник для техникумов. - 5-е издание, перераб. и доп. ” - М. Недра, 1992, 336 с., ил.

5. Хохряков В.С. ”Проектирование карьеров. Учебник для ВУЗов. - 3-е издание перераб. и доп. - М. Недра, 1992, 383с.

6. Новожилов М.Г., Хохряков В.С., Пчелкин Г.Д., Эскин В.С. ”Технология открытой разработки месторождений полезных ископаемых. Часть 2” М. Недра, 1971, 552 с.

7. Мельников Н.В. ”Краткий справочник по открытым горным работам.

Изд. 3, доп. (2-е изд. -1968г.) ” М. Недра, 1974, 424 с.

8. Щадов М.И. Подэрни Р.Ю. ”Справочник механика открытых работ” М. Недра, 1989, 374с.

9. Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых на карьерах. - М. Недра, 1987, 95с.

10. Парахонский Э.В. ”Охрана труда на карьерах” М. Недра, 1988, 197с.

11. Правила технической эксплуатации при разработке угольных и сланцевых месторождений открытым способом. Министерство угольной промышленности СССР” - М. Недра, 1972, 144 с.

12. Федорякин Н.И., Веселов А.И., Потапенко В.С., Савченко И.Ф., Сатанов И.А. ”Методические указания по выполнению дипломного проекта для студентов специальности 1903 ”Открытые разработки полезных ископаемых”