Nб.с ==1 шт.

8. Ширина экскаваторной заходки:

А=1,7Rч.у (3.3.14)

А=1.7• 9.5=16 м

9. Требуемая ширина развала:

(3.3.15)

где: nз - число экскаваторных заходок (1-3)

Вр=16 • 3 =48 м

10. Ожидаемая высота развала, м

(3.3.16)

Hр=1.2 •10=12 м

11. Расчетный удельный расход ВВ:

, кг/мі

где: qэ - эталонный расход ВВ, кг/мі

k1 - поправочный коэффициент на размер кондиционного куска;

Аэ и А - идеальная работа взрыва эталонного и принятого ВВ, смі.

Вскрыша q= =0,76 кг/м³

П.и q= =0,55 кг/м³

12. Вместимость 1 м скважины:

Р = • dсквІ ·?, кг/м (3.3.18)

где: dскв - диаметр скважины, мм;

? - плотность заряда в скважине, кг/м

Р= 0.785• 0,215² •0,85• 10³ =31 кг/м

13. Линия сопротивления по подошве уступа:

(3.3.19)

W =0,9• =6 м вск

W=0,9•=7 м п.и

Принимается по условиям безопасности при бурении скважин первого ряда:

Wр ? Wб = Ну •ctgб + c, м

где: б - угол откоса, градус;

с = 3 м - безопасное расстояние от оси скважины первого ряда до бровки уступа, м.

W_р ? W_б = • ctg80+3 вск

W_р ? W_б=10 • ctg80+3 п.и

14. Расстояние между скважинами в ряду:

(3.3.21)

=6 м вск

=7 м п.и

15. Расстояние между рядами скважин при многорядном КЗВ:

b = Wр = 6 м вск

b=Wр=7 м п.и

16. Глубина перебура скважин:

hпер = •Ну, м (3.3.22)

П.и. hпер=

Вскрыша hпер= 0,2 •10=2 м

17. Глубина скважины (вертикальной):

скв = Ну + hпер, м (3.3.23)

П.и. скв =

Вскрыша скв = Ну = 12 м

18. Масса заряда в скважине:

Qз = q •Hу •Wр • а, кг (3.3.24)

Qз =0,76• 10•6•6=274 кг вск

Qз=0,55•10•7• 7=270 кг п.и

19. Длина заряда в скважине:

=, м (3.3.25)

==8.8 м вск

L==8.7 м п.и

20. Длина забойки:

= lскв - lзар, м (3.3.26)

П.и. з=12-8.7=3.3 м

Вскрыша L=12-8.8=3.2 м

21. Ширина развала породы от первого ряда скважин:

(3.3.27)

где: - коэффициент взрываемости породы;

- коэффициент дальности отброса породы.

Вскрыша В_р1=2.5•0.9•10• 0.76=19,6 м

П.и В_р1=2.5•0.9•10• 0.55=16,6 м

22. Ширина взрываемого блока:

Шб = Вр-Вр+ W, м (3.3.28)

Вскрыша Шб =48-19.6+6=34,4 м

П.и Шб =48-16.6+7=38,4 м

23. Расчетное число скважин:

= , шт. (3.3.29)

Вскрыша ==6 шт.

П.и ==6 шт.

24. Расчетное число скважин в ряду:

(3.3.30)

Вскрыша = =8 шт.

П.и = =7 шт.

где: Lб - длина взрывного блока, м

25. Фактическая ширина взрываемого блока:

Шбф = пр • W м (3.3.31)

Вскрыша Шбф = 5 • 6 = 30 м

П.и Шбф = 5 • 7 = 35 м

26. Фактическая ширина развала взорванной породы:

В_р.ф=В_р1+(п_р-1) b м (3.3.32)

Вскрыша В_р.ф =19.6+(6-1)•6=49.6 м

П.и В_р.ф =16.6+(6-1)•7=51.6 м

27. Фактическая ширина экскаваторной заходки:

А_ф= м (3.3.33)

Вскрыша А_ф==16.5 м

П.и А_ф==17.2 м

28. Объем взрывного блока:

Vб = Lб • Шб • Ну, м (3.3.34)

Вскрыша Vб =50•10•30=15000 м³

П.и Vб =50•10•35=17500 м³

29. Суммарная длина скважин в блоке:

м (3.3.35)

Вскрыша ?l=8•6•12=576 м

П.и ?l=7•6•12=504 м

30. Количество ВВ на взрыв блока:

(3.3.36)

Вскрыша Qбф =274•8•6=13152 кг

П.и Qбф =270•7•6=11340 кг

31. Фактический удельный расход ВВ по блоку:

q = , кг/м (3.3.37)

вскрыша qф = =0.876 кг/м³

п.и qф = =0.648 кг/м³

32. Количество скважин на взрываемый блок:

(3.3.38)

Вскрыша Nскв==48 шт.

П. и Nскв==42 шт.

33. Расчет времени замедления зарядов ВВ при КЗВ:

t_опт=KW (3.3.39)

Вскрыша t_опт =4.5•6=30 мс

П.и t_опт =4.5•7=35 мс

34. Количество промежуточных детонаторов:

Nд = 2 •Nскв, шт. (3.3.40)

Вскрыша Nд =2•48=96 шт.

П.и Nд =2•42=84 шт.

35. Количество ДШ определяется из выражения:

 (3.3.41)

где: k - коэффициент зависящий от глубины скважины (lскв ? 15 м, k = 1).

Вскрыша Lд=0.01•48 ((54•6+20)+(1,41•6)•75+100•1+100•1 (12+2))=1189.7 м

П.и Lд=0.01•42 ((54•7+20)+(1,41•7)•75+100•1+100•1 (12+2))=1108.07 м

36. Количество пиротехнических замедлителей:

Nк.з =n_р -1, шт. (3.3.42)

Вскрыша Nк.з =6 -1=5, шт.

П.и Nк.з =6 -1=5, шт.

Выбираем продольную порядную схему замедления.

Расчет магистральной электровзрывной сети:

37. Длина магистрального провода:

L = k•l з.с м; (3.3.43)

Где: к - коэффициэнт запаса магистрали (1,1);

L з.с. - расстояние от взрывной станции до места

взрыва;

L = 1.1 • 900 = 990 м

38. Удельное сопротивление провода:

р=ро (1+ а •(to - 20)), Ом•мм² /м (3.3.44)

где: ро - удельное сопротивление провода - 0,0175 Ом•мм²/м

а - температурный коэффициэнт сопротивления - 0,0044

to - температура окружающего воздуха - +30 - 50 град

ро = 0,0175•(1+0,0044•(30-20)) = 0,0183 Ом•мм²/м

39. Сопротивление магистрального провода:

Rm = р•2• , Ом (3.3.45)

Где: S - площадь поперечного сечения провода.

Rm = 0,0183•2•990 = 144,9 Ом

40. Общее сопротивление магистрали и ЭД:

Rобщ = Rm + Rэд, Ом (3.3.46)

Где: Rэд - сопротивление электродетонатора, Ом

ЭД - 3 - Н = от 2 до 4,2 Ом

Rобщ = 144,9 + 4,2 = 149,1 Ом

41. Сила тока поступающий в ЭД:

Jэд = , А (3.3.47)

Где: U - напрежение выдаваемое взрывной машинкой - 1500 в

J эд = = 10,06 А

10,06 А - удовлетворяет условиям безопасного взрывания:

Jэд > = Jг

Где: Jг - гарантийный ток от 1 до 2,5 А

42. Эксплуатационная производительность зарядных машин:

 (3.3.48)

где: Тпр - время замедления производительной работы зарядной машины,

час (Тпр = 0,9•Тсм, час);

Gб - грузоподъемность бункера зарядной машины;

L - расстояние транспортировки ВВ;

k - коэффициент, учитывающий время переезда от скважины к скважине.

Вскрыша =23048.7 т/см

П.и =22839,8 т/см

43. Потребность зарядных машин на взрывной блок МЗД-1:

Мзар= (3.3.49)

Вскрыша Мзар==1 шт.

П.и Мзар==1 шт.

44. Количество забоечных машин МЗС-1М:

Мзаб ?•М, шт. (3.3.50)

Вскрыша Мзаб ? •1=1 шт.

П.и Мзаб ? •1=1 шт.

45. Определение зон, опасных по разлету отдельных кусков породы:

ѓ/1+, м (3.3.51)

где: зз - коэффициент заполнения скважины ВВ;

ззаб - коэффициент заполнения скважины забойкой;

зз = = 0.73 (3.3.52)

ззаб = = 1 (3.3.53)

Вскрыша =222,5?300 м

П.и =227,1?300 м

46. Определение сейсмически безопасных расстояний при взрывах:

м (3.3.54)

где: кр - коэффициент зависящий от свойств грунта в основании здания;

кс - коэффициент, зависящий от типа здания;

- коэффициент, зависящий от условий взрывания;

Q - масса заряда, кг.

Вскрыша r_c = 8•1.5•=284,4 м

П.и r_c = 8•1.5•=267,7 м

47. Определение расстояний, безопасных по действию ударной воздушной волны при взрывах

 м (3.3.55)

Вскрыша rв=50•=1185 м

П. и rв=50•=1115 м

где: -коэффициенты пропорциональности, значение которых зависит от условий расположения и массы заряда, а также от степени допускаемых повреждений здания или сооружения.

3.4 Выемочно-погрузочные работы

Выбор выемочно-погрузочного оборудования ограничен уже имеющимся парком экскаваторов и погрузчиков и их размещением в данный момент на различных участках Куранахского рудного поля.

Как на вскрышных, так и на добычных работах предусматриваем применение экскаватора ЭКГ - 5а с емкостью ковша 5 мі, в комплексе с автосамосвалами, отечественного производства БелАЗ-7555.

Бульдозеры принимаем Komatsu - 275 для отвально-планировочных работ.

При производстве вскрышных работ запас взорванной горной массы на один экскаватор при автомобильном транспорте должен быть не менее 7 суток. При производстве добычных работ потребное количество погрузочного оборудования принимается с учетом и необходимостью усреднения и селекции руд.

Расчет производительности ЭКГ -5а.

1. Техническая производительность

(3.4.1)

где: Е - геометрическая емкость ковша экскаватора, мі;

kэ - коэффициент экскавации kэ = kнэ / kр;

kнэ - коэффициент наполнения ковша, = 0,9;

kр - коэффициент разрыхления горной массы в ковше

экскаватора, = 1,5;

Тц - время рабочего цикла, сек.

Qтех=3600 Ч5Ч 0,9/36 Ч 15 =300 м³/час

2. Сменная производительность экскаватора:

Qсм = QтехЧТЧkи, мі (3.4.2)

где: Т - продолжительность рабочей смены, час;

kи - коэффициент использования экскаватора во времени в

течение смены.

Qсм = 300 Ч11Ч 0,7Ч 0,7Ч 0,95=1516 м³/см

3. Годовая производительность:

Qгод = QсмЧпсмЧТгод =1516Ч 2Ч 318=976991,4 м³/год (3.4.3)

где: Тгод - количество рабочих дней в году.

4. Количество экскаваторов:

Nэ =(Vг.м / Qг)Чкр (3.4.4)

кр - коэффициент резерва; Vг.м - объём горной массы в год.

Nэ=(985486,9/976991,4) 1,2=1,1 шт.

Nэ=1 шт.

Технологическая карта работы экскаватора циклического действия

I Общие данные

1.1 Вид работ открытые

1.2 Тип и № экскаватора ЭКГ - 5А

1.3 Вместимость ковша, мі 5

1.4 Максимальный радиус черпания, м 14,5

1.5 Максимальная высота черпания, м 10,3

1.6 Максимальная высота разгрузки, м 6,7

1.7 Место нахождения экскаватора борт

II Условия ведения горных работ

2.1 Мощность пласта, м 40

2.2 Угол падения пласта, град

2.3 Высота уступа, м 10

2.4 Ширина заходки, м 14

2.5 Ширина рабочей площадки, м 25

2.6 Угол откоса уступа, град 80?

2.7 Категория породы IV

2.8 Расположение забоя относительно напластования породы

в крест простирания

2.9 Содержание рабочих площадок

на рабочей площадке находится экскаватор ЭКГ -5а, бульдозер марки Komatsu - 275.

2.10 Заоткоска верхней части забоя и уступа на пройденной площадке.

Производится экскаватором марки ЭКГ - 5а.

2.11 Дополнительные показатели.

Для безопасности работ были приняты: предохранительный вал (1,5 м) и кювет (0,5 м).

III Нормативные показатели

3.1 Нормативные потери руды, % 2,35

3.2 Содержание золота в руде, гр/мі 4,1

3.3 Содержание минеральных (видимых примесей), % SiO2-59,7

Al2O3-11,3

Fe2O3-9,7

TiO2-0,42

CaO - 3,3

MgO - 1,16

З.4 Содержание влаги, % 14,5

3.5 Крупность добываемого золота, мм 0,02-0,03

IV Организация работ.

Работа производится в 2 смены по 12 часов.

V Расчетные показатели.

Для одноковшового экскаватора ширина рабочей площадки, м:

Шр.п =Х +с2+Е+П1+с1+bп+а+б; (3.4.5)

где: А ширина заходки

А=(1,5 -1,7) Rч.у =1,7 9,5= 16 м; (3.4.6)

Х - ширина развала горной породы;

с2 - расстояние от оси дороги до нижней бровки уступа или развала, м;

с1 - расстояние между полосой размещения дополнительного оборудования и полосой безопасности, м;

П1 - полоса для размещения дополнительного оборудования, м;

bп - полоса безопасности, м;

Е - расстояние между осями движения на двухполосной автодороге, м;

а - предохранительный вал, м;

б - кювет, м.

Шр.п = 25 м.

3.5 Транспорт горной массы

Карьерный транспорт предназначен для перемещения горной массы (вскрыши и полезного ископаемого) от забоев до пунктов разгрузки. Он является связующим звеном в технологическом процессе. От четкой работы карьерного транспорта зависит эффективность разработки месторождения. Трудоемкость процесса перемещения (транспортирования) весьма высока, а затраты на собственно транспорт и связанные с ним вспомогательные работы составляют 45-50%, а в отдельных случаях 65-70% общих затрат на добычу.

На карьерах для перемещения горной массы и хозяйственно-технических грузов используются различные виды карьерного транспорта, из которых основным является железнодорожный, автомобильный и конвейерный. Выбор рационального вида карьерного транспорта, для конкретных условий, определяется физико-техническими и химическими свойствами разрабатываемых пород, условиями залегания полезного ископаемого, климатом, грузооборотом, расстоянием транспортирования, типами и параметрами погрузочного оборудования, сроком существования карьера и др. Для специфических условий работы транспорта на карьерах наиболее характерными показателями его технических возможностей являются экономически целесообразный максимальный преодолеваемый уклон и минимальные радиус кривых. Эти показатели в некоторой степени определяют объемы горно-капитальных работ и возможность расположения транспортных коммуникаций в пределах границ карьерного поля. Рациональная возможность применения различных видов карьерного транспорта зависит от их технических и технологических параметров и условий залегания месторождения. Существуют следующие основные виды карьерного транспорта:

Железнодорожный транспорт - в его современном виде (электровозы, тепловозы, моторвагоны) наиболее целесообразно использовать на карьерах средний и большой производительности (горная масса 10 - 100 и более млн. т/год); при разработке обширных по площади месторождений горизонтального и наклонного залегания, а также мощных крутопадающих залежей; обычно расстояние транспортирования от 8 до 12 км и более. Руководящий уклон 40-60% о.

Автомобильный транспорт - наибольшее распространение имеет при разработке месторождений со сложными условиями залегания, при относительно небольших размерах карьера в плане, значительно уменьшающихся с глубиной. Автомобильный транспорт используется на карьерах малой и средней производительности (от 5 до 60 млн. т. горной массы в год). Обычное расстояние транспортирования от нескольких сот метров до 7 км и более. Руководящий уклон 60-100% о.

Конвейерный транспорт - применяется как на больших, так и на ограниченных по площади месторождениях, преимущественно одного состава, с достаточно выдержанным прямолинейным фронтом. Наиболее предпочтителен конвейерный транспорт с производительностью по горной массе 20-80 млн. т/год и более. Обычно расстояние транспортирования от 3 до 10 км, но может достигать и более. Руководящий уклон до 250-330% о.

Особенностями использования карьерного автотранспорта является:

- возможность большой интенсивности движения на главных дорогах, достигающей до 10 - 12 тыс. автомобилей в сутки;

- стесненные условия работы автотранспорта: узкие проезды, крутые повороты и частые подачи автомобилей под погрузку и разгрузку задним ходом;

- значительные преодолеваемые уклоны до 8 - 10% и более и вписывание в малые радиусы кривых до 20 - 25 м, что позволяет сократить скорость движения автотранспортных средств;

- прочность конструкции откаточных сосудов, допускающих экскаваторную погрузку тяжелых кусковатых руд и пород, удобная и быстрая разгрузка;

- хранение и техническое обслуживание части или всего парка автомобилей на открытых стоянках, особенно при небольших сроках существования карьера, что усложняет эксплуатацию автомобилей особенно в зимнее время.

Автомобильный транспорт наибольшее распространение получил при разработке месторождений со сложными условиями залегания, при относительно небольших размерах карьера в плане. Наиболее часто его используют при разработке крутопадающих месторождений, при линзообразных и штокообразных залежах, при маломощных пластах горизонтального залегания, а также небольших разрозненных территориально удаленных одно от другого рудных телах или пластах.

Выбор вида карьерного транспорта в условиях месторождения «Новое» ограничивается безусловным преимуществом автомобильного транспорта. Проектом предусматривается применение автосамосвалов отечественного производства типа БЕЛАЗ-7555.

Организация грузопотока карьерного транспорта:

· транспортировка вскрышных пород во внутренние и внешние отвалы;

· транспортировка руды, добываемой в карьере, на промежуточный рудный склад;

· транспортировка забалансовых руд и складирование их в спец отвалы;

· транспортировка руды до приёмного бункера Куранахской ЗИФ.

Для вывозки вскрышных пород и полезного ископаемого применяются автосамосвалы БЕЛАЗ-7555.

Таблица 1

Данные	Ед.изм.	БЕЛАЗ-7555
Двигатель		ТМЗ-8424.10-07
Мощность	кВт	515
Трансмиссия		ГМП (5Ч2)
Шины		18.00-25
Макс. скорость	км/ч	50
Радиус поворота	м	8,7
Масса	тонн	40
Габариты:
Длина	мм	8890
Ширина	мм	5140
Высота	мм	4700
Объём платформы:
Ёмкость кузова	мі	25
С шапкой	мі	31

Расчёт карьерного транспорта

1. Продолжительность погрузки

Tn = nк Ч tц, мин. (3.5.1)

Где nк - число ковшей, погружаемый в кузов автосамосвала; tц - продолжительность рабочего цикла экскаватора, мин.

Tп =7 Ч25=175 сек=3 мин

2. Продолжительность движения

Tд = (3.5.2)

Где lг, lпор - длина пути с грузом и без груза, км; vг, vпор - скорость движения автосамосвала с грузом и без груза, км/ч.

Тд= Вскрыша

Тд=(5/32+5/42)Ч 60= 17 мин П.И

3. Продолжительность рейса

Tр = tп + tд + tр + tм, мин. (3.5.3)

Где tр - продолжительность разгрузки (1,2); tм - время на манёвры (1).

Тр =.Вскрыша

Тр=3,1+17+1,2+1= 22,3 мин П.И

4. Число автосамосвалов для одного экскаватора

N = Tр / Тп, шт. (3.5.4)

N =8,6/3=3 шт. Вскрыша

N= 22,3/3=8 шт. П.И

5. Инвентарный парк автосамосвалов

Nин = N / kг, шт. (3.5.5)

Где kг - коэффициент готовности парка (0,7).

Nин = Вскрыша

N=8/0,7=12 шт. П.И

6. Требуемое количество автосамосвалов

Nа = Nин Ч n, шт. (3.5.6)

Где n - количество экскаваторов.

Nа =4Ч 1= 4 шт. Вскрыша

N=12Ч 1=12 шт. П.И

3.6 Отвальное хозяйство

При разработке рудных месторождений открытым способом, возникает необходимость размещения пустой породы и некондиционных руд в спецотвалы.

Породные отвалы должны иметь достаточную вместимость, находиться на минимальном расстоянии от мест погрузки породы, располагаться на безрудных площадях, не препятствовать развитию горных работ в карьере и выполняться с учётом требований техники безопасности.

В условиях рудника «Куранах», месторождения «Новое» перевозку вскрышных пород производим только автотранспортом и укладку будем производить во внешние отвалы и внутринии отвалы.

Интенсивность нарушения земель отвалами и технико-экономические показатели отвалообразования вскрышных пород во многом зависят от геометрических параметров отвалов (высота, длина, ширина), а также от их схемы развития.

С изменением параметров отвала в той или иной мере изменяются количественные показатели отвалообразования: эксплутационные и капитальные затраты, интенсивность нарушения земельной площадки. Поэтому в каждом конкретном случае существуют параметры отвалов, применение которых обеспечивает наименьшие затраты на горное производство.

Внешние отвалы располагаем за контурами карьера, на безрудных и по возможности на безлесных площадях.

Общие объёмы отвалообразования составят:

Данные	Ед. изм.	Объём
Пустые породы	тыс. мі	1489507

Процесс отвалообразования при автотранспорте состоит из разгрузки машин на верхней площадке отвального уступа, перемещение породы под откос и планировка площадки, поддержание автодорог на отвале в рабочем состоянии.

В эксплутационный период отвалообразование производим с постоянным контролем за призмой возможного обрушения. Размеры этой призмы устанавливаются работниками маркшейдерской службы и их значения должны регулярно доводиться до сведения работающих на отвале. При устойчивом основании отвала, породы можно разгружать прямо под откос.

Безопасная разгрузка а/машин обеспечивается устройством у верхней кромки отвала предохранительного вала высотой не менее 1,5 м и шириной не менее 2,5 м, создаваемого и периодически профилируемого посредством поперечных ходов бульдозера (Komatsu - 275).

Общая площадь под отвалы:

S = Vвск Ч kр / h, мІ (3.6.1)

Vвск - общий объём вскрыши (мі); h - высота отвала (м); kр - коэффициент разрыхления.

S =1489507,4/10 =148950.7 м²

Годовая производительность по вскрыше:

Q = Vвск / T =1489507,5/2,2=677048,6 м³/год. (3.6.2)

Т - срок эксплуатации карьера (лет).

Расчёт производительности бульдозера:

1. Призма волочения:

V = hІЧ / 2 tgЬ, мі. (3.6.3)

Где h, l - высота и длина отвала бульдозера (м); tg40? - угол откоса развала;

V =23,5/2 tg=8,4 мі. (3.6.4)

2. Сменная производительность бульдозера:

Qсм = Ч Tсм Ч V Ч kв / Tц Ч kр, мі/смен. (3.6.4)

Тсм - часов в смену; кв - коэффициент использования машины во времени; Тц - время цикла (с); кр - коэффициент разрыхления породы.

Qсм = 3600Ч 12Ч 8,4Ч 0,7/64Ч 1,4=2835 м³

3. Суточная производительность бульдозера:

Qсут = Qсм Ч nсм, мі/сут. (3.6.5)

псм - число смен

Qсут =2835Ч 2=5670 м³/сутки

4. Годовая производительность бульдозера:

Qг = Qсут ЧTгод мі/год. (3.6.6)

Тгод - число дней в году работы бульдозера.

Qг = 5670Ч 330 =1701000 м³/год

5. Требуемое число бульдозеров:

N = Vвск Чkр / Qг, шт. (3.6.7)

кр - коэффициент резерва;

Vвск - объем вскрыши в год.

N = 677048,6 Ч1.2/1701000=1 шт.

Техническая характеристика бульдозера Komatsu - 275

Показатели	Komatsu - 275
Базовый трактор	Komatsu -275
Мощность двигателя, кВт	385
Тяговый класс, кН	350
Параметры отвала, мм:
Длина	3500
Высота	2000
Подъём	1700
Опускание	625
Управление рабочим органом	Гидравлическое
Масса:
Бульдозерного оборудования	12
Общая с трактором	47
Вместимость гидросистемы, л.	250

Схема бульдозерного отвала

Lфо - длина фронта отвала; (60 м)

Lф.р - длина разгрузки отвала (20 м)

Lф.п - длина планировки отвала; (20 м)

Lф.рез - длина резервного отвала (20 м)

4. Вспомогательные работы

4.1 Осушение и водоотлив

Осушение - это комплекс мероприятий по перехвату поверхностных и грунтовых вод и их отводу от разрабатываемого участка месторождения. Различают понятия: осушение и водоотлив. Водоотливом называют сбор и удаление воды непосредственно из горных выработок.

На площади Куранахского рудного поля установлены следующие типы подземных вод:

1. Воды четвертичных отложений;

- элювиально-делювиальные воды;

- аллювиальные воды;

2. Воды юрских отложений;

3. Воды нижнекембрийских карбонатных пород.

Основным источником питания элювиально-делювиальных вод являются атмосферные осадки, в меньшей степени - временные источники.

Годовая амплитуда колебания уровней аллювиальных вод в долинах руч. Якокут, Б. Куранах и Селигдар достигает 15 - 25 м.

Практически отсутствуют подземные воды в юрских отложениях месторождения «Дэлбэ», «Порфировое», «Канавное», «Новое».

В питании трещинно-карстовых вод в нижнекембрийских карбонатных породах участвуют атмосферные осадки.

Для устранения притока поверхностных вод в карьер, проходятся нагорные канавы со стороны ожидаемого стока талых вод и вод, образующихся после продолжительных ливневых дождей. Проходку канав производим бульдозерами.

Учитывая небольшой объем потока паводковых и дождевых вод, состав пород и почв (плотные песчаники с обломочной фракцией известняков), а также отсутствие породного слоя (только минимальный древесно-корневой слой). В конце канав, одновременно с ее проходкой, предусмотрено устройство с помощью бульдозера небольшого зумпфа глубиной 1,5-2 м для остановки потока воды и осаждения взвешанных частиц.

Гидравлический расчет нагорной канавы.

Исходные данные

№	Параметры	Значения
1	Максимальный снеговой модуль стока, согласно технического отчета комплексных изысканий Куранахского рудного поля (т. II 1986 г. Иркутск)	18,5 л/сек км2
2	Длина нагорной канавы	700 м
3	Площадь поверхностного стока	0,075 км2
4	Уклон долины	0,022

1. Ожидаемый приток воды в нагорную канаву:

(4.1)

где: А - модуль поверхностного стока, л/сек км²;

F - площадь водосбора, км².

(4.2)

Ширину нагорной канавы принимаем равной 6,0 м (при условии применения бульдозера D275А).

Глубина воды в канаве определяется способом последовательного приближения, h = 0,5 м:

2. Определяем модуль расхода канавы:

(4.3)

где: i - выгодный уклон канавы при котором объем работ по проходке и затраты минимальны:

I - средний уклон долины;

B - ширина канавы по дну;

т - коэффициент заложения откоса канавы = ctg45⁰ =1,0

N - коэффициент шероховатости.

3. Находим смоченный периметр

(4.4)

4. Площадь живого сечения канавы

(4.5)

5. Гидравлический радиус:

(4.6)

6. Модуль расхода канавы:

(4.7)

где: с - коэф. Шези (с = 42,3 при R =0,44 и n = 0,02)

Следовательно, при высоте потока h = 0,5 нагорная канава обеспечивает пропуск сточных вод в период паводка.

7. Объем вынутой горной массы при проходке канавы составит:

 (4.8)

где: S - площадь поперечного сечения (S = 3,25м²);

L - протяженность канавы, м.

Места сброса воды предусмотрены в конце нагорных канав.

Открытый карьерный водоотлив сохраняется для откачки притоков, вызванных атмосферными осадками в теплое время года с мая по сентябрь. Атмосферные осадки по водосборной площади, вскрышным и добычным уступам, породным отвалам поступают в зумпф-водоприемник. Вода от скважин по водоводу подается в зумпф, который одновременно служит приемником поверхностных стоков. Затем насосными установками подземные и поверхностные воды перекачиваются за пределы горных работ, и после фильтрации в пруде-отстойнике сбрасываются в р. Якокит. Средний суммарный расход водоотливных установок - 300м³/час.

Водоотливные установки

Для откачки поверхностных притоков воды в поле карьера проектом предусматривается сооружение передвижных водоотливных установок.

Притоки, расчетные параметры и выбранное оборудование водоотливных установок приведены в таблице 4.1.

Работа водоотливных установок предусматривается в автоматическом режиме в зависимости от уровня воды в зумпфе.

Таблица 4.1

Наименование параметров
7. Расчетный напор, м	355,5
8. Насос:	ЦНС300х360
- мин. производительность, м3/час	300
- напор, м	360
9. Принято насосов:
- общее количество	2
- рабочее количество	1
10. Принят электродвигатель: тип	ВА02-560С-4
- мощность, кВт.	500
- напряжение, кВ	6,0
11. Диаметр нагнетательного трубопровода, мм	300

Очистка карьерных вод

Для очистки вод и складирования твердого осадка в проекте предусматривается строительство пруда-отстойника.

Отстойник расположен в пойме устья реки р. Якокут. Карьерные воды перекачиваются в отстойник по трубопроводу 300 мм, осветляются до содержания по взвешенным 2,5 мг/л, и сбрасываются в р. Якокут.

Отстойник карьерных вод

Размеры пруда-отстойника в плане: по дну 30 Ч 130 м; по верху 66 Ч 166 м; глубина полная 9 м; в т.ч.:

- осадочная часть - 1,0 м;

- проточная часть - 4,5 м (успокоительная);

- зона забора осветленной воды - 1,0 м.

Заложение откосов 1:2.

По периметру отстойника устраивается эксплуатационный проезд шириной 6 м. Осветленная вода по трубопроводу 500 мм самотеком сбрасывается в р. Якокут. По контуру пруда-отстойника устраивается водоотводная канава для отвода поверхностного стока с прилегающей водосборной площади.

4.2 Ремонтное хозяйство

Для поддержания горных машин в работоспособном состоянии, т.е. способности их выполнять заданные функции при сохранении заданных технической документацией параметров и заданной долговечности существует система технического обслуживания и ремонта техники.

Настоящим проектом предусматривается следующая схема организации ремонтного хозяйства:

· средний и капитальный ремонт оборудования выполняется на специализированных предприятиях (НРМЗ);

· техническое обслуживание и текущий ремонт горного оборудования, автосамосвалов, бульдозеров, дорожной и вспомогательной техники выполняются собственными силами разреза;

Ниже, в таблице, приведём список, а также структуру ремонтного цикла основного карьерного оборудования, применяемого на карьере:

Таблица 4.1

№п/п	Тип, марка оборудования	Кап. ремонт	Текущий ремонт	Ремонтный осмотр (РО)
			Т1	Т2
Межремонтные сроки, маш-час
1	ЭКГ-5А	22400	11200	5600	466
Трудоёмкость ремонтных работ, чел.-час
1	ЭКГ - 5А	6177	2540	1580	440
Продолжительность ремонтных работ, сутки
1	ЭКГ - 5А	25	10	7	1,7

Содержание технологического автопарка в исправном состоянии достигается системой технического обслуживания и ремонта.

Основой системы технического обслуживания и ремонта карьерных автомобилей является контрольной и ремонтно-профилактической работой. Техническое обслуживание по периодичности, перечню выполняемых операций подразделяется на ежемесячное и ежедневное техническое обслуживание (ЕС и ЕО), ТО-1, ТО-2, ТО-3 и СО.

Вид обслуживания	Периодичность, ч	Трудоёмкость, чел./ч	Простои, ч
	БелАЗ-7555	БелАЗ-7555	БелАЗ-7555
ЕО	Ежесменно	0,7	0,7
ТО-1 ТО-2 ТО-3	100 500 1000	25 60 80	8 18 25
СО	2 раза в год	35	-

Нормативы трудоёмкости (чел./час) и простоя в ПР, ТР КР.

Вид обслуживания	Трудоёмкость, чел./ч
	БелАЗ-7555
ПР-1 ПР-2	400 600
ТР: без шин шин. раб	16,5 5
КР: трудоёмкость простои	1300 35

Для выполнения аварийных ремонтов применяются мобильные передвижные мастерские на автомобильном шасси, оснащенные инструментом, токарным и сверлильным станками, аппаратами сварки и газопламенной резки.

Для выполнения спускоподъемных операций применяются колесные краны различной грузоподъемности.

Плановые ремонты в зависимости от вида производятся на специальных ремонтных площадках. Для выполнения годового ремонта предусматривается перегон техники на ремонтную площадку, которая расположена рядом с границами ведения горных работ. Площадка отсыпается на скальном основании. Ее уклон не должен превышать 1°. Отсыпка на мерзлом грунте запрещается. Подъездные дороги должны быть удалены от технологических дорог и иметь ширину не менее 8 м.

Предполагается построить ремонтную площадку, размер которой будет рассчитан исходя из габаритов самого большого горного оборудования карьера - ЭКГ - 5А. Размеры площадки составят 10080 м.

Ремонтная площадка должна быть оборудована:

· кран грузоподъемностью 40 т. - 1 шт.;

· мастерские:

- механическая

- электроналадочная

- сварочная

· бытовка для людей

В механической мастерской должно быть следующее оборудование: токарный, сверлильный, фрезерный и наждачный станки; гидросъемник и съемник-пресс для узлового ремонта. В сварочной мастерской должны быть в наличии два сварочных аппарата (постоянного и переменного тока).

Также на ремонтной площадке присутствует маслозаправщик для замены масла в редукторах, кран для демонтажа и монтажа оборудования и бульдозер, который используется по мере надобности.

Обслуживающий персонал ремонтной площадки работает по непрерывной 5-ти дневной недели с 8-ми часовым рабочим днем в три смены. Должности рабочих и их штат приведены в таблице №4

Таблица №4

Обслуживающий персонал рем. площадки	Кол-во человек
Электрослесарь	2
Электрогазосварщик	2
Слесарь по ремонту горного оборудования	3
Машинист крана	2
Машинист бульдозера	1
Обслуживающий персонал АТП	Кол-во человек
Электрослесарь	2
Электрогазосварщик	2
Слесарь по ремонту автотранспорта	3
Машинист крана	1
Водитель маслозаправщика	2
Водитель передвижной мастерской	2
Специалист по двигателям	1

Во время ремонта экипаж принимает непосредственное участие в ремонтно-наладочных работах.

В таблице 4.2 также приводятся данные о должности и штате работников автотранспортного подразделения карьера.

4.3 Электроснабжение карьера

Общие сведения

Для электрических сетей карьеров характерным является расположение основных электроприемников (экскаваторов, буровых станков, водоотливных установок и др.) на значительной площади в плане и по глубине карьера. Кроме того, горная техника непрерывно перемещается, подвергается разрушительному воздействию при массовых взрывах, действию низких температур на открытом воздухе в зимнее время года. Перечисленные факторы определяют выбор схемы электроснабжения карьера, которая должна обеспечить надежность и экономичность работы всех потребителей, безопасность её обслуживания.

Схемы распределительных сетей карьера подразделяют на магистральные, радиальные и комбинированные. Современные карьеры и угольные разрезы с большой производственной мощностью обычно питаются от районных подстанций по ВЛ-110 кВ. Рядом с карьером сооружается ГПП на два вторичных напряжения 35 и 6 кВ. От шин 6 кВ питаются электроприемники промплощадок, а от шин 35 кВ - электроприемники удаленных участков и мощные экскаваторы через передвижные комплектные подстанции (ПКТП-35/6кВ), которые располагаются по периметру карьера и в зонах действия мощных экскаваторов.

Магистральные ЛЭП-35 (6) кВ располагают на расстоянии 400-500 м от бермы верхнего уступа рабочего борта карьера. Линии электропередач (ЛЭП) подразделяют в зависимости от расположения их относительно фронта горных работ на продольные и поперечные.

Основными токоприемниками карьера являются:

1. бурстанок СБШ -250МНА -32 - 1 шт.; эксковатор ЭКГ-5А;

2. освещение.

Для электроприемников и освещения горных работ приняты следующие уровни напряжения:

6кВ - для питания экскаваторов и установок водоотлива;

0,4кВ - для питания буровых станков и осветительных устройств;

0,23кВ - для питания сети освещения.

Для питания низковольтных токоприемников разреза предусмотрена система с изолированной нейтралью.

Определение расчетных электрических нагрузок

Определение расчетных электрических нагрузок производят при выборе мощности и числа ТП, сечения токоведущих частей электрических сетей, коммутационной аппаратуры и других элементов системы электроснабжения карьера.

Для индивидуального приемника расчетная электрическая нагрузка определяется по формуле:

(4.3.1)

где: к_с - коэффициент спроса;

Р_ном - номинальная мощность индивидуального приемника, кВт

Таблица 2

№ п/п	Оборудование	Рном, кВт	кс	Рр, кВт
1	ЭКГ - 5А	250	0,6	150
2	СБШ - 250МНА-32	400	1	400

Для группы электроприемников расчетная электрическая нагрузка определяется по формуле:

Р_р.гр =?К_сЧР_ном; кВт (4.3.2)

Р_р.гр=150+400=550 кВт

Метод с использованием коэффициента максимума и средней мощности применяют для определения расчетных нагрузок на шинах ГПП, ПКТП, и КРП.

Расчетную электрическую нагрузку определяют по формуле:

(4.3.3)

где: к_м - коэффициент максимума, определяемый как отношение максимальной нагрузки к средней, (на основании исследований графиков нагрузки карьерных подстанций этот коэффициент принимается равным 1,45) Р_р=797.5кВт

Определение числа и мощности трансформаторов карьерных подстанций

Определение расчетной мощности трансформаторов ГПП:

(4.3.4)

где: Р_р - расчетная электрическая нагрузка, кВт;

cosц_ш - коэффициент мощности на шинах ГПП, (принимаем 0,7);

к_n - допустимая перегрузка трансформаторов; к_n=1,2

S_р.тр=797,5/1.2Ч0.7=1129,8 кВА

Принимаем трансформатор типа ТМ - 1000/35.

Определение расчетной мощности трансформаторов ПСКТП напряжением 6/0,4 кВ производится по коэффициенту спроса и номинальной мощности электроприемников подключенных к ПСКТП:

 (4.3.5)

где: к_с.гр - групповой коэффициент спроса (для одиночного электроприемника принимается равным 0,4);

Р_ном - номинальная мощность электроприемника в группе, кВт;

сosц_ср - среднее значение коэффициента мощности группы приемников (0,6- 0,7)

Таблица 3

№п/п	Электроприемник	Рном, кВт	Sр.тр, кВА	Марка ПСКТП	Кол - во ПСКТП
1	СБШ - 250МН	400	200	ПСКТП - 250/6	1

По формуле (5) так же определяем расчетные мощности трансформаторов ПКТП напряжением 35/6 кВ, где групповой коэффициент спроса рассчитываем по формуле:

(4.3.6)

Магистраль №1:

К_г.ср = 0.43+0.57Ч(550/550)=1

S_т.тр = 1Ч(550/0.7)=785,7 кВт

В качестве ПКТП №1 принимаем ПКТП -35/6 - 1000кВА

Выбор сечения проводов и жил кабелей

Выбор сечения ВЛ и КЛ проводят по нагреву (только КЛ - 6 кВ), экономической плотности тока (только ЛЭП 6 - 35 кВ со сроком службы более 5 лет) и допустимой потере напряжения. Выбор сечения по нагреву сводится к сравнению расчетного тока с длительно допустимыми токами нагрузки. При этом должно соблюдаться условие:

 (4.3.7)

Расчетным током для кабельных и воздушных линий, питающих одиночные нагрузки, является номинальный ток этих электроприемников:

(4.3.8)

где: ?Р_ном - сумма номинальных мощностей группы приемников, кВт;

U_ном - номинальное напряжение сети, кВ;

з_ном - номинальный кпд (для ВЛ=0,94);

cosц_ном - номинальный коэффициент мощности приемника (для одноковшовых экскаваторов 0,6-0,65, для станков вращательного бурения 0,7-0,75, однако. Т.к сечение проводов определяется и на смешенных линиях то принимаем cosц_ном=0,6.

Проводится проверка по экономической плотности тока (для магистралей 1 и 2):

(4.3.9)

где: j_э - нормированное значение экономической плотности тока для заданных условий работы линии, в соответствии с нормами ПУЭ принимается равным 1,5 А/мм².

Результат расчета сведем в таблицу 4:

Таблица 4

№ участка линии	?Рном, кВт	А	Sэкон мм2	Марка провода
Магистраль 1	550	86,6	27.7	А - 35

Минимальное сечение жил кабеля по термической стойкости определяется по формуле:

(4.3.10)

где: с - коэффициент для кабелей с медными жилами равен 165;

I_? - установленное значение тока короткого замыкания, устанавливается равным 6000 А;

t_ср - суммарное время срабатывания защиты, 0,5 с;

S _min = 6000v0,5/165 = 27,7 мм²

При выборе стандартного сечения кабеля принимаем ближайшее меньшее сечение, из - за работы кабелей с некоторой недогрузкой.

Принимаем сечение жил кабелей 35 мм².

Рисунок 2

Расчетная реактивная мощность

(4.3.11)

где: tg - коэффициент реактивной мощности (экскаваторы

tg = 1,17; бур. станки = 1,02)

Для ЭКГ-5А Q_р=250Ч1.17=292.5 квар;

Для СБШ-250 Q_р=400Ч1.02=480 квар;

Суммарная реактивная мощность

?Q_р=772.5 квар;

3. Расчетная полная мощность.

(4.3.12)

S=v772.5² +550²=948 квар;

Для подключения питания электрооборудования применяется переключательный пункт типа ПП-67-630 УХЛ или ЯКНО-10У. Буровой станок подключается к воздушной линии через передвижные подстанции ПКТП-6/0,4 кВ.

Величина расчетного тока.

(4.3.13)

где: И_н - номинальное напряжение, кВ;

cos - коэффициент мощности, для экскаваторов cos = 0,65; для бур. станков cos = 0,7.

Для ЭКГ-5А

I_р=250Ч0.7/v3Ч6Ч0.95Ч0.65=27,3 А

Для СБШ-250

I_р=400Ч0.7/v3Ч6Ч0.95Ч0.65=30,3 А

Исходя из полученных данных, выбираем тип провода А-35

Проводится проверка на экономически целесообразное сечение проводов:

, мм² (4.3.14)

где j_э - нормированное значение экономической плотности тока для заданных условий работы линии, в соответствии с нормами ПЭУ принимается 1,5 А/ мм² (для алюминиевых проводов).

S_э=86,6/1.5=57,1 мм²

Для экскаватора ЭКГ-5А принимаем силовой кабель 3Ч25-1Ч10

S_э=27,3/1.5=18,2 мм²

и длительно допустимым током Jдоп = 289 А и Jдоп = 9 А.

Для бурстанка СБШ-250 применяем силовой кабель

S_э=30.3/1.5=20.02 мм²

Расчет токов короткого замыкания в сети до 1000 В.

Для трехфазного тока

(4.3.15)

Для двухфазного тока

(4.3.16)

где: Rрез, Хрез - результирующее активное и индуктивное сопротивление всех элементов цепи короткого замыкания (Ом), складывается из сопротивления трансформатора воздушных и кабельных линий.

Активное сопротивление трансформатора.

(4.3.17)

где: Рк - погрузочные потери в обмотках трансформатора, кВт;

Sном - номинальная мощность трансформатора, кВ А;

Индуктивное сопротивление трансформатора.

(4.3.18)

где: Uн% - напряжение короткого замыкания трансформатора.

Активное сопротивление ВЛ и КЛ

(4.3.19)

где: L - длина линии, м;

- удельная проводимость провода, Ом;

S - сечение провода, мм

r_тр=2000/14000Ч35=0.25Ом/км

Индуктивное сопротивление ВЛ принимаем равным 0,25 Ом/км;

КЛ = 0,07 Ом/км;

Расчет защитного заземления.

Согласно «Единым правилам безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом» сопротивление заземлений наиболее удаленной электроустановки не должно превышать 4 Ом.

Ток однофазного заземления на землю:

(4.3.20)

где: Lк, Lз - общая длина кабельных и воздушных линий, км

В районах с удельным сопротивлением больше 500 Ом/м допускается повышать величину сопротивления до:

(4.3.21)

где: Rз - сопротивление земли, Ом;

Допустимое сопротивление заземленного устройства по типу однофазного заземления на землю.

(4.3.22)

Сопротивление центрального заземления.

(4.3.23)

(4.3.24)

где: Rм - сопротивление магистрального заземляющего провода, Ом;

Rж - сопротивление жилы кабеля, Ом;

(4.3.25)

где: Lм - длина магистрального провода =2 км;

r_м - удельное сопротивление провода =0,27, Ом/км;

(4.3.26)

где: Lж - длина заземляющей жилы кабеля = 0,8 км;

r_ж - удельное сопротивление заземляющей жилы кабеля =0,92 Ом/км;

Так как в цепи имеются элементы с различными напряжениями необходимо привести сопротивление к базисному напряжению.

Согласно данной расчетной схемы определяем индуктивное сопротивление до точек короткого замыкания:

(4.3.27)

где: Х_с - индуктивное сопротивление системы, Ом;

Х_эл - индуктивное сопротивление элемента схемы до точки КЗ, Ом;

Сопротивление трансформаторов определяется по формуле:

(4.3.28)

где: U_ном.ср - среднее номинальное напряжение на высшей стороне, кВ;

U_к - напряжение к.з. трансформатора принимаем 5%;

S_ном - номинальная мощность трансформатора, кВА.

(4.3.29)

Сопротивление ВЛ и КЛ:

(4.3.30)

где: Х₀ - сопротивление одного километра линии, ОМ/км (для ВЛ - 0,4, КЛ - 0,08);

L - длинна линии, км.

Х_кз = 0,649 Ом

Ток трехфазного короткого замыкания определяем по формуле:

(4.3.31)

Мощность короткого замыкания определяется по формуле:

(4.3.32)

Согласно токов короткого замыкания принимаем сечение кабелей равное 35 мм².

Выбор схемы внутреннего электроснабжения

Магистральные схемы выполняют с одиночными магистралями, с кольцевыми магистралями, с несколькими параллельными магистралями; с односторонним и двухсторонним питанием. Радиальные схемы выполняют одноступенчатыми, когда производится питание электроприемников непосредственно от главной понизительной подстанции (ГПП), или двухступенчатыми, когда используются промежуточные трансформаторные подстанции (ТП) и промежуточные распределительные пункты (РП).

Поперечные воздушные или кабельные линии, отходящие от бортовой линии через распределительные пункты, подводят к борту карьера и спускают на уступы. На рабочей площадке уступа размещают карьерный распределительный пункт (КРП) или приключательный пункт. Число поперечных линий, пересекающих уступ, зависит от длины фронта горных работ на уступе, числа рабочих машин. Питание экскаватора осуществляется попеременно от двух ближайших ПП, расположенных на границах отрабатываемого блока. Достоинство поперечных ЛЭП - отсутствие передвижки.

Схему распределительных сетей участка принимаем магистральную поперечную кольцевую, при которой ЛЭП располагаются поперёк фронта горных работ.

Расчет электрического освещения

Система электрического освещения открытых горных работ определяется глубиной и площадью карьера, протяженностью транспортных коммуникаций, количеством работающих машин и механизмов.

Устройство электрического освещения на открытых разработках необходимо выполнять в соответствии нормами освещенности рабочих мест, установленных. Едиными правилами безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом.

Для освещения карьеров применяется, как правило, комбинированная система общего и местного освещения. Система общего освещения предназначена для обеспечения необходимого минимального уровня освещенности на всей территории ведения горных разработок и осуществляется светильниками наружной установки, стационарными и передвижными прожекторами, осветительными устройствами с ксеноновыми лампами, которые располагаются на бортах карьера, рабочих уступах и на нерабочих площадях в карьере. Система местного освещения применяется тогда, когда, на отдельных участках карьера требуется повышенная освещенность. Местное освещение осуществляется светильниками и прожекторами, которые устанавливаются как на самих горных машинах, так и на специальных опорах.

Целью светотехнического расчета является выбор необходимого количества прожекторов, необходимых для создания на освещаемой площади заданной освещенности, высоты установки и угла наклона прожекторов. Для этого определяют общий световой поток, обеспечивающий создание нормированной освещенности:

(4.3.36)

где: S - освещаемая площадь, м;

К_з = 1,2 -1,5 - коэффициент запаса,

К_п =1,15-1,5 - коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигурации освещаемой площади;

Е_н - нормированная освещенность.

1. В местах ведения буровых работ

2. В местах работ горных машин

3. На остальной площади карьера

Для освещения площади карьера выбираем прожектор ПФС-35 с лампой ДРИ-700.

Необходимое число прожекторов:

шт. (4.3.37)

где: Ф_л - световой поток лампы прожектора;

з_пр - к.п.д. прожектора (для прожекторов ПЗС, ПСМ з_пр = 0,25 - 0,35, для ПКН з_пр=0,6; для прожекторов с ксеноновыми лампами з_пр = 0,7).

Высота установки прожектора по условиям ограничения слепящего действия определяется по формуле:

, м (4.3.38)

где: I_max - максимальная сила света прожектора, кд.

м

Зная число прожекторов и высоту их установки, можно определить освещенность в отдельных точках площади, пользуясь точечным методом.