Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Геологическая и гидрогеологическая характеристика месторождения

1.1 Геологическое строение месторождения

1.2 Гидрогеологическая характеристика месторождения

2. Запасы полезного ископаемого и объемы вскрыши в контурах карьера

2.1 Подсчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши в контурах карьера

2.2 Определение технических границ карьера

3. Основные положения по организации работ в карьер

4. Производственная мощность карьера

5. Вскрытие месторождения

6. Выемочно-погрузочные работы

7. Проведение траншеи

8. Буро-взрывные работы

8.1 Буровые работы

8.2 Взрывные работы

9. Система открытой разработки

9.1 Обоснование высоты уступа

9.2 Определение ширины рабочей площадки

9.3 Расчет длины экскаваторного блока и фронта горных работ

9.4 Определение интенсивности горных работ

10. Карьерный транспорт

10.1 Расчеты по определению скорости движения автотранспорта

10.2 Эксплуатационные расчеты автотранспорта

10.3 Расчет пропускной способности автодорог

10.4 Расчет расхода топлива и смазочных материалов в карьере

11. Отвалообразование

11.1 Расчет параметров бульдозерного отвалообразавания

11.2 Организация отвальных работ. Отвалообразование при автомобильном транспорте

11.3 Рекультивация поверхности отвала

12. Электроснабжение карьера

12.1 Освещение карьера

12.2 Расчет освещения карьера

12.3 Расчет линии электропередач карьерных электросетей

12.4 Расчет высоковольтной линий выполненных гибким кабелем

13. Водоотлив

13.1 Ограждение карьера от повадливых и ливневых вод

13.2 Расчет водоотливной установки

14.Охрана окружающей среды

14.2 Охрана поверхностных и подземных вод

15. Технико-экономические показатели проекта

Список литературы

Введение

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

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

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

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

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

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

1. ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ И ГИДРОГЕОЛОГИЧЕСКАЯ

ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ.

1.1 Геологическое строение месторождения

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

1.2 Гидрогеологическая характеристика

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Увеличение глубины выработок не повлияет на рост водопритоков.

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

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

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

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

2. ЗАПАСЫ ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО И ОБЪЁМЫ

ВСКРЫШИ В КОНТУРАХ КАРЬЕРА

2.1 Подсчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши в

контурах карьера

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

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

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

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

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

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

=9241874 ( 1 )

где: Д - ширина дна карьера, м;

H_ср - средняя глубина торцевого борта, м;

? - угол откоса торца карьера, ^о;

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

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

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

=10410274 ( 2 )

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

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

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

b - ширина прирезаемого горизонта по низу, м;

h - глубина горизонта, м;

L_блок - длина блока по разрезам, м.

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

нумерация	Разрез Вид	RЛ-152	RЛ-168	Итого
1	2	3	4	5
2	Объем вскрыши (м3)	37038707	65967910	103006617
3	объем Полезного ископаемого (м3)	40379560	19614240	59993800
4	Объем вскрыши в торцах карьера (м3)	9241874	10410274	19652148
5	Прирезаемый объем полезного ископаемого (м3)	0	2162400	2162400
6	Объем вскрыши в контурах карьера (м3)	122658765
7	Объем полезного ископаемого в контурах карьера (м3)	62156200
8	Объем горной массы в контурах карьера (м3)	184675045

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

Qпр = Qгеол•Кизв = 62156200 0,97 = 60291514( 4)

где: Qгеол - геологические запасы полезного ископаемого, м³;

Кизв - коэффициент извлечения.

Промышленный коэффициент вскрыши Кпр, определяется по формуле:

= = 2,03 ( 5)

где W - объем вскрыши в контурах карьера, м³.

2.2 Определение технических границ карьера

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

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

где: Lзал - длина залежи, м;

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

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

ctg? - угол откоса торца карьера, град.

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

B_кар^перп = Д + 2Hпер • сtg?

где: Д - ширина дна, м;

Н - перспективная глубина по разрезу, м.

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

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

Длины карьера первой очереди L1очер, м, определяется по формуле:

L₁очер = Lзал+2•H^1оч•ctg? = 812+2•120•ctg38^о = 1116 ( 9)

где: Lзал - длина залежи, м;

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

ctg? - угол откоса законсервированного борта карьера, град.

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

3. ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ ПО ОРГАНИЗАЦИИ РАБОТ

В КАРЬЕРЕ

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

Баланс календарного времени экскаваторного парка:

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

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

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

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

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

Количество рабочих дней в году экскаватора на погрузку . . 303

Баланс календарного времени бурового парка:

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

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

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

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

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

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

Баланс календарного времени карьерного транспорта:

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

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

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

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

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

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

Баланс календарного времени отвального оборудования:

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

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

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

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

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

Количество рабочих дней в году отвального оборудования . . 300

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

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

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

N_праз. - число праздничных дней в году, дней;

N_кл - простои по климатическим причинам, дней.

4. ПРОИЗВОДСТВЕННАЯ МОЩНОСТЬ КАРЬЕРА

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

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

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

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

К_пр - промышленный коэффициент вскрыши;

К_нер - коэффициент неравномерности работы предприятия.

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

= + = 4900000 + 8952300= 13852300 ( 12 )

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

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

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

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

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

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

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

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

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

где: n - число смен в сутки.

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

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

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

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

Ориентировочный срок службы карьера , лет, определяется по формуле:

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

где: Q_пром - промышленные запасы полезного ископаемого, т;

? - объемная масса пород, т/м³.

Полный срок существования карьера, лет, определяется по формуле:

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

где: - ориентировочный срок службы карьера, год;

- срок строительства карьера, год;

- срок затухания карьера, год.

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

У = Н_ср / = 200 / 38 = 5,2 ( 21 )

где: Н_ср - средняя глубина карьера.

5.ВСКРЫТИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

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

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

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

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

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

6.ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ

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

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

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

Н_у ? 1,5

15 ? 1,512,5

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

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

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

A = 1,5R_чу

A = 1,512,2

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

Таблица №4. Техническая характеристика ЭКГ-10.

Показатели	ЭКГ-10.
Вместимость ковша, м3	10
Угол наклона стрелы б,градус	45
Длина стрелы А, м Длина рукояти В, м	13,86
	11,51
Максимальный радиус черпания на уровне стояния, м	12,6
Максимальный радиус разгрузки, м	16,3
Максимальный высота черпания, м	12,5
Максимальная высота разгрузки, м	9,2
Радиус вращения кузова, м Ширина кузова, м Высота экскаватора без стрелы, м Рабочая скорость передвижения, км/час Преодолеваемый уклон, градус	7,62 6,512 6,73 0,45 12
Среднее удельное давление на грунт, Мпа	0,199
Максимальное усилие на блоке ковша, кН	784
Скорость подъема ковша, м/с	0,94
Мощность сетевого двигателя, кВт	6000/3000
Продолжительность цикла, с	26
Масса экскаватора с противовесом, т	370

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

Q_час == 403.8 ( 22 )

где: Е - емкость ковша;

К_н - коэффициент наполнения;

К_и - коэффициент использования;

t_ц - время цикла;

К_р - коэффициент разрыхления.

Продолжительность цикла Т_ц, с, определяется по формуле:

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

где: Т_ч - время черпанья, с;

Т_пов - время поворота, с;

Т_р - время разгрузки, c.

Продолжительность черпания Т_ч, c, определяется по формуле:

Т_ч = + = + = 12,8 ( 24 )

где: d_ср² - размер среднего куска, м.

Размер среднего куска d_ср, м, определяется по формуле:

d_ср = (0,3?0,4)• = 0,4• = 0,6 ( 25 )

Длительность поворотов Т_пов, с, определяется по формуле:

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

где: в - средний угол поворота экскаватора, град.

Длительность разгрузки определяется в зависимости от ёмкости ковша:

Е_к = 1?3м³ ; Т_р = 1,5?2,5

Е_к = 3?8м³ ; Т_р = 2,5?2,7

Е_к = 12?20м³ ; Т_р = 2,9?3,5

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

Q_см = Q_час t_см = 403.812= 4845.6 ( 27 )

где: Q_час - часовая производительность экскаватора;

t_см - продолжительность смены, час;

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

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

где: n_см - число смен в сутки.

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

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

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

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

N_кар = = ? 3 ( 30 )

где: W_гм - производительность карьера по горной массе;

К_н - коэффициент неравномерности работы предприятия.

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

= N_экс = 3 = ? 3 ( 31 )

7. ПРОВЕДЕНИЕ ТРАНШЕЙ

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

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

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

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

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

Ширина траншеи понизу B, м, определяется по формуле:

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

где: R_a - минимальный радиус поворота автосамосвала, м;

а - ширина авто свмосвала,м;

e - зазор между автосамосвалом и бортом траншеи, м.

Ширина траншеи поверху b, м, определяется по формуле:

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

где: Н_тр - глубина траншеи, м;

б - угол откоса борта траншеи, град.

Длина капитальной траншеи, м, определяется по формуле:

= = = 187 ( 34 )

где: j - уклон.

Длина разрезной траншеи, м, определяется по формуле:

= + = 1116 - 187= 929 ( 35 )

где: - длина карьера первой очереди, м.

Объем капитальной траншеи, м³, определяется по формуле:

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

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

Объем разрезной траншеи,, м³, определяется по формуле:

= = 15 929 = 480757 ( 37 )

Срок проведения капитальной траншеи сут., определяется по формуле:

= = = 8,3 ( 38 )

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

К_сн - коэффициент снижения производительности экскаватора при работе в траншее.

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

= = = 62 ( 39 )

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

х_раз = = = 449 ( 40 )

8. БУРО-ВЗРЫВНЫЕ РАБОТЫ

8.1 Буровые работы

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

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

Наименование горной породы	Плотность т/м3	Коэф. крепости	Предел прочности, МПа.
			На сдвиг	На растяж.	На сжатие
Габбро	3,02	15,2	75,0	23,3	144,7
Диориты	2,83	17,6	80,0	21,6	135,0
Перидотиты	2,83	13,7	70,0	20,0	138,8
Кварц-карбонатные	2,65	8,8	37,5	11,9	77,3
Серпентиниты	2,65	9,3	47,2	13,4	87,7

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

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

Проектом принят буровой станок марки СБШ - 250МН.

Таблица №6. Техническая характеристика СБШ-250МН

Показатели	СБШ-250МН
Диаметр долота, мм	215-269,9
Глубина скважины, м, не более	32
Направление бурения к вертикале, градус	0;15;30
Длина штанги/ход непрерывной подачи	8/8
Осевое усилие, кН, не более	300
Скорость подачи/подъёма бурового снаряда, м/с	0,025/0,48
Частота вращения долота, с-1	0,2 - 0,25
Крутящий момент на вращателе, кН•м	4,2
Подача компрессора, м3/с	0,417
Мощность электродвигателей, кВт:
установленная	400
вращателя	60
компрессора	200
хода	2х22
Ходовое оборудование	УГ-60М
Скорость движения, км/ч	0,737
Давление на грунт, МПа	0,12
Габариты, мм	9200х5450х15350
Масса станка, т	71,5

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

= = = 7,4 ( 41 )

где: Р_о - осевое усилие, К_н;

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

П_б - показатель буримости пород;

d_дол - диаметр долота, см.

Показатель буримости горных пород П_б, определяется по формуле:

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

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

G_сдв - предел прочности породы на сдвиг, Мпа;

? - плотность пород, т/м³.

Осевого усилие станка Р_о, кН, определяется по формуле:

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

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

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

Пб >	8	10	12	14	16	18
К	0,700	0,725	0,750	0,775	0,800	0,825

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

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

= = = 71 ( 44 )

где: Т_см - продолжительность смены, ч;

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

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

t₃- затрата времени на вспомогательные операции, ч.

Определение безопасное линии сопротивления по подошве.

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

W_лсп = = = 10 ( 45 )

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

p - вместимость погонного метра скважины, кг/пм.

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

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

где: Ну - высота уступа, м;

б - угол откоса уступа, град;

c - призма обрушения, м.

Призма обрушения определяется по формуле:

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

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

q = • = = 0,6 ( 48 )

где: коэффициент работоспособности ВВ;

P - работоспособность взрывчатого вещества, см³ (гранулотол);

f - крепость пород.

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

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

где: - диаметр скважины, дм;

Д - плотность заряда в скважине, кг/дм².

Диаметр скважины дм, определяется по формуле:

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

где: - диаметр долота, дм;

- коэффициент разбуривания скважины.

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

а = m•W_р = 0,8•9,5 = 7,5 ( 51 )

Расстояние между рядами скважин b, м определяется по формуле:

b = (0,9?1,0) a = 1•7,5 = 7.5 ( 52 )

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

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

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

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

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

, = H_у + = 15+ 1,5= 16,5 ( 55 )

Длина перебура l_пер, м, определяется по формуле:

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

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

j = = = 53 ( 57 )

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

= = = 96801 ( 58 )

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

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

= П_см n = 71 2 320 = 45440 ( 59 )

где: n - число рабочих смен в сутки станка;

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

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

N_ст = = = ? 2 ( 60 )

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

= N_ст = 2 = 2,14 ? 3 ( 61 )

8.2 Взрывные работы

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

Взрывание используется короткозамедленное с использованием не электрических систем инициирования.

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

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

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

= q b Н_у а = 0,67,5157,5 =489 ( 63 )

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

= = = 9,5 ( 64 )

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

= = = 7,5 ( 65 )

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

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

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

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

Проверяем длину по безопасным условиям:

0,6W_р < l_заб < W_р

0,6•9,5 < 8,5 <9,5 ( 69 )

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

9. СИСТЕМА ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ

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

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

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

9.1 Обоснование высоты уступа

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

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

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

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

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

9.2 Определение ширины рабочей площадки

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

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

где: В_р - ширина развала, м;

Z - расстояние от развала до проезжей дороги, м;

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

Z₁ - расстояние проезжей части до ЛЭП, м;

d - полоса под линию электропередачи, м;

с - призма обрушения, м;

А - ширина заходки по массиву, м;

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

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

где: W - линии сопротивления по подошве, м;

b - расстояние между рядами скважин, м;

n_р - число рядов, шт.

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

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

где: К_отб - коэффициент данности отброса пород при взрывании;

К_зав - коэффициент взрываемости пород;

q - удельный расход ВВ, кг/м³.

9.3 Расчет длины экскаваторного блока и фронта горных работ

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

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

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

L_ф.р = = = 1943 ( 73 )

где: - длина карьера первой очереди, м;

Н_у - высота уступа м;

- число рабочих уступов;

в - угол откоса законсервированного борта карьера.

Минимальная длина экскаваторного блока , м, определяется по формуле:

= = = 807 ( 74 )

где: а - число частей блока;

П_сут - суточная производительность экскаватора, м³/сут;

N - запас взорванной горной массы;

А - ширина заходки по массиву, м.

Действительная длина экскаваторного блока , м. определяется по формуле:

= = 647 ( 75 )

где: К - количество экскаваторов на погрузке, шт;

n - количество блоков на уступе.

9.4 Определение интенсивности горных работ

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

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

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

U = = = 475 ( 76 )

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

- длина фронта горных работ в карьере;

Н_у - высота уступа, м.

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

= Х Н_у = 106151943 = 3089370 ( 78 )

где: Х - интенсивность горных работ, м;

Н_у - высота уступа, м.

- длина фронта горных работ на уступе.

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

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

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

V_кап.тр - объем капитальной траншеи, м³;

V_раз.тр - объем разрезной траншеи, м³.

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

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

где: Т_кап - время проведения капитальной траншеи, мес;

Т_раз - время проведения, мес;

- месячная производительность экскаватора, м³/мес;

n - число экскаваторов на уступе, шт.

Годовая углубка карьера У, м, определяется по формуле:

У = = = 12 ( 81 )

10. КАРЬЕРНЫЙ ТРАНСПОРТ

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

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

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

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

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

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

Показатели	БЕЛАЗ-7555А
Грузоподъёмность, т	55
Масса снаряжённого автомобиля, т	95,5
Максимальная скорость, км/ч	55
Тип трансмиссии	Электромеханическая
Колесная формула	4х2
Габариты, мм	8890х5240х4700
База, мм	4000
Наименьший радиус поворота, м	9
Геометрический объём кузова, м3	25
Двигатель	ЯМЗ-845.10
Номинальная мощность, кВт	537(730)
Мощность генератора, кВт	630
Мощность тягового двигателя, кВт	360
Размер шин	25.00 - 42.00

10.1 Расчеты по определению скорости движения автотранспорта

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

Д_под = щ + Я = 80 + 40 = 120 ( 82 )

где: щ - удельное сопротивление движения авто;

Я - уклон.

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

Д_гор = щ + Я

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

Скорость движения в подъем составляет 12 км/ч.

Скорость движения на горизонтальном участке составляет 34 км/ч.

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

= = = 24 ( 83 )

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

- длина подъема, км;

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

- длина горизонтального участка, км;

- длина откатки.

Длина подъема км, определяется по формуле:

= = = 2 ( 84 )

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

- высота отвала 1-го яруса, м;

- уклон.

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

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

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

10.2 Эксплуатационные расчеты автотранспорта

Время рейса автомобиля Т_р, мин, определяется по формуле:

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

где: t_п - время погрузки автосамосвала, мин;

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

t_р - время разгрузки автосамосвала, мин;

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

Время погрузки автосамосвала t_п, мин, определяется по формуле:

t_п = = = 4,4 ( 87 )

где: q_a - грузоподъемность автосамосвала, т;

t_ц - продолжительность цикла экскаватора, мин;

Е_к - ёмкость ковша экскаватора, м³;

К_н - коэффициент наполнения ковша;

К_р - коэффициент разрыхления пород.

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

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

где: L - длина откаточного пути, км;

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

К_р.з - коэффициент учитывающий разгон и замедление автомобиля.

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

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

где: q_a - грузоподъёмность автосамосвала, т;

- коэффициент использования грузоподьема;

Т_см - продолжительность смены, ч;

Т_р - время рейса,мин;

К_и - коэффициент использования автомобиля во времени.

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

N_р = = = 31 ( 90 )

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

К_н - коэффициент неравномерности работы.

Инвентарное количество автомобилей N_инв, шт, определяется по формуле:

N_инв. = = = 35 ( 91 )

где: G - коэффициент технической готовности автомобиля.

10.3 Расчет пропускной способности автодорог

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

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

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

t - время реакции водителя, с;

- коэффициент инерции вращающихся масс;

- удельное сопротивление движения;

- уклон;

- коэффициент сцепления;

l_a - длина автосамосвала, м.

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

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