Разработка Киембаевского месторождения хризотил-асбеста

Общие сведения и природные условия Киембаевского месторождения хризотил-асбеста. Границы и запасы карьерного поля. Проектная мощность и режим работы карьера. Отвальное хозяйство и карьерный транспорт. Система электроснабжения и водоснабжения карьера.

Рубрика Геология, гидрология и геодезия
Вид дипломная работа
Язык русский
Дата добавления 07.02.2016
Размер файла 3,8 M

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Показатели

Единица измерения

За период эксплуатации

За год

Карьер третьей очереди

Капитальные затраты без НДС

млн. руб.

947,8

Эксплуатационные затраты, в т. ч.:

млн. руб.

102933,9

4475,4

добыча сырой руды

млн. руб.

64527,6

2805,5

Себестоимость добычи 1т

руб.

338,8

Выручка от реализации

млн. руб.

83578,3

3633,8

Прибыль от реализации

млн. руб.

-19483,8

-859,6

Налогооблагаемая прибыль

млн. руб.

0

0

Чистый поток денежных средств

млн. руб.

-18289,7

Ставка дисконтирования

%

8,90%

Чистый дисконтированный доход

млн. руб.

-8139,1

Индекс доходности

доли ед.

-11,3

Как видно из таблицы при отработке всех запасов карьером третьей очереди, деятельность предприятия становится убыточной. Эксплуатационные затраты в среднем на 23% превышают выручку от реализации товарной продукции, прибыль предприятия становится отрицательной и за весь период эксплуатации накапливается чистый дисконтированный убыток в размере 8139,1 млн. руб.

Таблица 2.1 - Календарный график развития горных работ (производительность по товарной руде 500 тыс.т)

Наименование показателей

Показатели

г о д ы э к с п л у а т а ц и и

2012

2013-2017

2018

2019

2020

2021

2022

2023

2024-2033

2034

2035

2036

2037

2038

2039

2040

2041

2042

Добыча, всего

225325

8280

8280

8280

8280

8280

8280

8280

8280

8280

8280

8280

8250

6000

5500

3000

2000

1000

856

Вскрыша скальная, тыс.тыс.т

688965

14900

15000

18000

22000

25000

28000

31000

34000

36000

20000

18000

15000

10000

8500

4500

3200

1500

365

Горная масса

тыс.т

914290

23180

23280

26280

30280

33280

36280

39280

42280

44280

28280

26280

23250

16000

14000

7500

5200

2500

1221

Текущий коффиц.

вскрыши, т/т

3,06

1,80

1,81

2,17

2,66

3,02

3,38

3,74

4,11

4,35

2,42

2,17

1,82

1,67

1,55

1,50

1,60

1,50

0,43

Указанные показатели обусловлены высоким коэффициентом вскрыши и, соответственно, существенно возросшими затратами на выемку вскрыши и перемещение ее в отвал. Сложившаяся экономическая ситуация (цены на товарную продукцию) не позволяет эффективно отработать запасы асбеста в карьере третьей очереди, в связи с чем в дальнейшем рекомендуется выполнить «ТЭО балансовой принадлежности запасов Главного участка Киембаевского месторождения асбеста», где рассмотреть и обосновать способ отработки глубинной части месторождения.

2.2 Проектная мощность и режим работы карьера

Годовая производительность карьера по сырой руде определена на основании методики института ВНИИпроектасбет по формуле:

где: А - объём выпуска товарного асбеста;

П - производительность карьера по сырой руде, тыс. т/год;

СIV - содержание асбеста в руде, 4,28% ;

Красч - расчётный коэффициент, 1,55;

Кизв - коэффициент извлечения, 0856;

З - запылённость, 6%.

Согласно проведенным расчётам получены следующие контрольные цифры:

товарный асбест рудная масса 500 тыс.т 8280 тыс.т

Возможная по горнотехническим условиям производительность карьера определяется по формуле проф. Арсентьева А.И.

где: h - максимально-возможное годовое понижение горных работ, т/год;

Sср. - средняя площадь полезного ископаемого, м;

- объёмная масса полезного ископаемого, 2,5 т/м3.

Результаты расчётов приведены в таблице 2.3.

Максимально возможное понижение горных работ при разносе борта карьера определяется по формуле проф. Арсентьева А.И.

/год

где:

Q - годовая производительность экскаватора ЭКГ-8И, 1240 тыс.м3/год;

L - нормальная длина экскаваторного блока, 600 м;

Вр.т - ширина разрезной траншеи, 30м;

Ш р.п - ширина рабочей площадки, 37м;

Н.у - высота рабочего уступа, 15 м;

- угол откоса рабочего уступа, 750;

- угол откоса уступа при погашении, 600

Таблица 2.3

Гор.

м

Балансо-

вые запасы, тыс.т

Средняя

площадь

рудной

залежи,

м2

Возможная годовая производительность

карьера тыс.т при условном годовом понижении горных работ, м

7

10

15

20

315

320

8,5

149

212

319

425

300

387

10,3

180

257

386

515

285

987

26,3

460

658

975

1315

270

2091

55,7

975

1393

2088

2785

255

2569

68,5

1199

1712

2568

3425

240

2577

68,7

1202

1717

2576

3435

225

5147

137,2

2401

3425

5145

6850

210

7698

205,3

3588

5125

7698

10250

195

9167

244,4

4270

6110

9150

12200

180

11011

293,6

5138

7325

11010

14650

150

23622

314,9

5510

7873

11809

15745

120

16314

217,5

3806

5437

8156

10850

90

14418

192,2

3360

4800

7207

9600

60

12372

165

2887

4125

6187

8250

30

10860

144,8

2534

3620

5430

7240

0

9239

123,1

2153

3075

4613

6150

Всего

128777

156,1

2730

3900

5850

7800

Как видно из таблицы, годовая производительность карьера 8280 тыс.т по горнотехническим условиям обеспечивается при среднегодовом понижении горных работ на 20м и более.

Режим работы карьера круглогодовой, рабочих дней в году 365, рабочих смен 2, продолжительность смены 12часов.

2.3 Вскрытие и порядок отработки

2.3.1 Порядок отработки

Карьер вскрыт в северной части железнодорожной траншеей с системой тупиковых заездов, в южной части - системой автомобильных съездов. Система разработки транспортная с внешним отвалообразованием. Транспорт карьера - комбинированный, автомобильно-железнодорожный.

Технология горных работ цикличная с предварительным рыхлением скальных горных пород буровзрывным способом.

В качестве взрывчатых материалов применялись водоэмульсионные ВВ. Взрывание горной массы короткозамедленное с помощью детонирующего шнура. Массовые взрывы предусматривается производить три раз в неделю (144 раза в год).

Для бурения технологических скважин применяются станки шарошечного бурения типа СБШ-250МН, СБШ - 190/250МНА и дизельные буровые станки шарошечного бурения DML - LP.

Для бурения скважин отрезной щели применяется станок шарошечного бурения СБШ - 190/250МНА.

Погрузка горной массы в карьере (рабочие забои, усреднительные склады) осуществляется экскаваторами типа ЭКГ - 8И, ЭКГ - 10, ЭКГ - 6,3 УС, ЭКГ - 8УС , ЭКГ - 5А-У с ковшами емкостью от 6,3 до 10 м3, гидравлическим экскаватором Kоmatsu PC2000. фронтальным погрузчиком Kоmatsu с ковшом емкостью 11 м3.

Отгруженная из забоев горная масса (вскрышные породы) вывозится железнодорожным транспортом с использованием тяговых агрегатов ПЭ - 2М, ПЭ - 2У на поверхность (ст. Карьерная), затем от ст. Карьерная через ст. Отвальная на внешние ж-д отвалы, где складируются с применением экскаваторов ЭКГ-8И. Горная масса с нижней зоны карьера (руда, вскрышные породы) автотранспортом доставляется на усреднительно-перегрузочные склады, откуда локомотивосоставами вывозится: рудная масса - на асбестообогатительную фабрику (АОФ), вскрышные породы на внешние отвалы.

В качестве автотранспорта используются автосамосвалов следующих типов: БелАЗ-7555В грузоподъёмностью 55 тонн, CATERPILLAR 777F грузоподъёмностью 91 тонна, TEREX TR-100 грузоподъёмностью 91 тонна.

Отходы АОФ вывозятся через ст. Фабричная локомотивосоставами ПЭ - 2М, ПЭ - 2У, тепловозами ТЭ-2М, ТЭ-2У на внешние ж-д отвалы отходов , где складируются с применением экскаваторов ЭКГ - 8И, ЭКГ - 5А, фронтального погрузчика Kоmatsu с ковшом емкостью 11 м3.

2.3.2 Вскрытие поля карьера

Исходя из горно-геологических условий строения месторождения, рельефа местности, системы разработки и транспортных коммуникаций, Главный участок Киембаевского месторождения асбеста до гор.345м вскрыт внешней капитальной траншеей, расположенной в северной части месторождения. Горизонты 330-90м - вскрываются системой внутренних автомобильных и железнодорожных съездов со спиральной формой трассы. На горизонтах 180 и 120 м на восточном и западном бортах формируется разминовочный пост для смены направления движения составов и временного ожидания. Глубокие горизонты карьера (+90 м - 0 м) вскрыты внутренними автомобильными съездами. По высоте зона применения автомобильного транспорта составляет 90 м.

К моменту завершения формирования железнодорожной схемы до горизонта плюс 90 м, на этом же горизонте после проведения очистных работ формируется площадка шириной 150-200м и организуется рудно-породный склад, расположенный на восточном борту карьера.

Схема вскрытия месторождения приведена на плане карьера в конце отработки (Чертёж №5763-01-56).

2.4 Система разработки

2.4.1 Общие сведения

В настоящее время развитие горных работ осуществляются в соответствии с «Корректировкой проекта реконструкции карьера на Главном участке Киембаевского месторождения асбеста в связи с увеличением мощности», выполненным ОАО Институт «Уралгипроруда» в 2004 году, лицензиями, выданными Федеральным горным и промышленным надзором России на «Применение взрывчатых материалов промышленного назначения (взрывные работы при рыхлении мёрзлых грунтов, на болотах, разрушении льда, подводные взрывные работы; взрывные работы на открытых горных разработках; взрывные работы при валке зданий, сооружений, дроблении фундаментов и спёкшейся руды) № 46-ПВ-000296(Г)», действующей до 19.08.2013 года; на «Хранение взрывчатых материалов промышленного назначения (погрузка, выгрузка и входной контроль взрывчатых материалов промышленного назначения; упаковка и учёт взрывчатых материалов промышленного назначения; хранение взрывчатых материалов промышленного назначения; испытание взрывчатых материалов в процессе их хранения) № ХВ-49-001402(В)», действующей до 19.08.2013 года; на «Производство маркшейдерских работ (пространственно-геометрические измерения горных выработок и подземных сооружений, определение их параметров, местоположения и соответствия проектной документации; наблюдения за состоянием горных отводов и обоснование их границ; ведение горной графической документации; учёт и обоснование объёмов горных разработок; определение опасных зон и мер охраны горных разработок, зданий, сооружений и природных объектов от воздействия работ, связанных с пользованием недрами) № 46-ПМ-000304 (О)», действующей до 27.08.2013 года и в соответствии с календарным планированием.

2.4.2 Расчет основных параметров карьера

Таблица 2.4 -Основные горнотехнические показатели

Наименование показателей

Показатели

Балансовые запасы асбестовых руд в контуре проект

ного карьера на 01.01.2012. тыс.т

223853

Объем вскрыши, тыс.т

690438

Производительность карьера:

добыча, тыс.т

вскрыша, тыс.т

8280

16300

Режим работы карьера:

рабочих дней в году, дн

рабочих смен, см

продолжительность смены, час

365

2

12

Срок существования карьера, лет

38

Физико-механические свойства:

асбестовая руда:

- объемная масса, т/м3

- коэффициент разрыхления

- коэффициент крепости по Протодъяконову

2,5

1,5

8-10

вскрышные породы:

- объемная масса, т/м3

- коэффициент разрыхления

- коэффициент крепости по Протодъяконову

2,5

1,5

10-14

Параметры карьера:

Длина по верху, м

2600

Ширина по верху, м

1790

Абсолютная отметка поверхности, м

395-348

Отметка дна, м

0

Глубина карьера, м

395

Параметры системы разработки:

Высота уступа при погашении, м

15-30

Угол откоса уступа при погашении, град.

55 - 60

Ширина транспортной бермы, м

автомобильная

железнодорожная

26

21

Ширина бермы безопасности, м

12-18

Руководящий уклон, дол.ед

автодорог

- железнодорожных съездов

0,08

0,04

Высота рабочего уступа, м

15

Угол откоса рабочего уступа, град.

75

Минимальная ширина рабочей площадки, м

при автотранспорте

при железнодорожном транспорте

временно нерабочие

37

50

25

Система разработки

Транспортная с внешним отвалообразованием

Удельный расход ВВ, кг/м3

на добыче

на вскрыше

0,9

0,75

Годовой расход ВВ, т

на добыче

- на вскрыше

3136

5100

Количество массовых взрывов в год

144

Объем массового взрыва, т

на добыче

- на вскрыше

19,5

31

Выход горной массы с 1 п.м. скважины, м3:

на добыче

- на вскрыше

36

42

Длина экскаваторного блока, м

500

Годовая производительность экскаватора:

- в забое ЭКГ-8И, тыс.м3/год

- на перегрузочном складе ЭКГ-10, тыс. м3/год

1240

2200

Годовая производительность бурового станка СБШ-250МН, пог. м/год

на добыче

на вскрыше

60000

45000

Основное горное оборудование

Буровые станки:

СБШ-250МН, шт

СБШ-190/250-60, шт

DML-LP. шт

1

1

2

Экскаваторы:

ЭКГ- 8И, шт

ЭКГ- 10, шт

ЭКГ - 6,3 УС, шт

Kоmatsu PC2000

14

2

2

1

Бульдозеры на базе трактора Т-330, шт

9

Вспомогательное оборудование:

- гидробутобой на базе экскаватора «Hitachi»

1

- вышка ВС-22МС

1

- погрузчик ТО-18;

- фронтальный погрузчик Kоmatsu

1

1

- установка УМП-1

1

2.4.3 Буровзрывные работы

Основные буровзрывные работы

Буровые работы предусматривается выполнять станками шарошечного бурения типа СБШ-250МН .

Годовые объемы буровых работ и расчет необходимый парка буровых станков приведены в таблице 2.6.1.

Взрывание горной массы короткозамедленное с помощью детонирующего шнура. Массовые взрывы предусматривается производить три раз в неделю (144 раза в год). В качестве основного взрывчатого материала на технологическом взрывании используются водоэмульсионные ВВ типа эмульсолит П, АС-П.

Основные параметры буро-взрывных работ и годовой расход ВВ на технологическом взрывании приведены в таблицах 2.6.2 и 2.6.3.

Так как взрывные работы ведутся в двух зонах карьера-верхней и нижней, с различными видами применяемого транспорта и параметрами рабочих площадок, рекомендуются следующие схемы коммутации:

для зоны ж-д транспорта - линейная, диагональная;

длч зоны с автотранспортом - клиновая, диагональная;

Рекомендуемые схемы коммутации скважинных зарядов приведены на рис. 5 (а,б).

Снабжение взрывчатыми веществами предусматривается с базисного склада ОАО «Оренбургские минералы». Емкость склада - 560 т.

Вспомогательные буровзрывные работы

К вспомогательным отнесены буровзрывные работы по заоткоске уступов в предельном положении.

При подходе горных работ к предельному контуру на расстоянии 45-50м, следует прекращать ведение массовых взрывов по обычной технологии и переходить к ведению взрывных работ по специальной технологии.

Заоткоска уступов на карьере, с целью предохранения законтурного массива от заколов и остаточных деформаций, осуществляется методом предварительного щелеобразования. Работы по заоткоске ведутся поэтапно.

1 этап.

В приконтурной полосе (45-50м до предельного контура) производится обуривание и взрывание скважин отрезной щели. Скважины отрезной щели бурятся под углом 600 глубиной 37 м (проектная высота уступа при погашении 30 м) на расстоянии 0,3-0,5 м от предельного контура и с их последующим мгновенным взрыванием. В результате чего создаётся трещина, заполненная разрушенным материалом до проектной плоскости откоса, которая служит защитным экраном законтурного массива от сейсмического действия взрывных работ.

Бурение скважин экранирующего ряда предусматривается буровым станком СБШ-190/250-60 диаметром долота 215мм.

2 этап

Отработка приконтурной полосы.

Отработка приконтурной полосы при заоткоске 30м уступов предусматривается лентами - заходками, послойно. Высота слоя соответствует высоте рабочего уступа (15м). Обуривание приконтурного массива предусматривается технологическими станками СБШ-250МН.

Технологическая схема взрывания скважин при отработке приконтурных лент приведена на рис.6.

После взрыва скважин контурной щели последовательно взрываются технологические скважины I очереди и приконтурные - II очереди, а взорванная горная масса отгружается. После уборки горной массы с верхнего подуступа обуриваются скважины III-й и IV-й очередей нижнего подуступа и взрываются по той же схеме.

Одновременное взрывание технологических и приконтурных скважин, во избежание разрушения законтурного массива, не допускается.

Расчет параметров буровзрывных работ при заоткоске уступов

Расчёт расстояния между скважинами отрезной щели в зависимости от диаметра скважины, заряда ВВ и трещиноватости массива выполнен по формуле Р.С. Пейна:

где: Lопт - оптимальное расстояние между скважинами, м;

rc - радиус взрывной скважины, м;

D - скорость детонации применяемого ВВ, м/с;

SB - плотность ВВ, кг/м;

Gпр - предел прочности породы на взрыв, Мпа;

g - ускорение силы тяжести, м/с;

e - основание натуральных логарифмов;

к - коэффициент декамплинга, равный отношению диаметра скважины к диаметру заряда

Расчёт количества ВВ в скважине экранирующего ряда в зависимости от физико-механических свойств горных пород и расчётного расстояния между скважинами в щели определяется из выражения:

где: lз - длина заряда в скважине, м;

D - скорость детонации принятого ВВ, м/с;

Lопт - расстояние между скважинами в ряду, м;

Gр - временное сопротивление породы на разрыв, Мпа;

….. - плотность взрывчатого вещества, г/см

На основании выше приведённых формул, выполнен расчёт параметров БВР для контурного взрывания и представлен в таблице 2.5.

Примечание: - параметры скважин отрезной щели уточняются в процессе ведения взрывных работ.

В качестве взрывчатого вещества целесообразно использовать патронированный аммонит №6ЖВ с диаметром патрона 90мм при гирляндной конструкции заряда. Конструкция заряда из патронированного аммонита и конструкция вертикальных скважинных зарядов при отработке приконтурных лент приведена на рис. 7.

Таблица 2.5

Наименование параметров

Параметры

Крепость пород по Протодьяконову

6 - 10

Высота уступа, м

30

Угол наклона скважины к горизонту, град

60

Длина скважины,

37

Удельный расход ВВ, кг/м3

0,25

Расчётный вес заряда, кг

25

Фактический вес заряда (патронированный аммонит № 6ЖВ, весом 3,25 кг)

22,7

Расстояние между скважинами, м

2,0-1,5

Расстояние скважин от предельного контура, м

0,3 - 0,5

Расчёт параметров БВР при отработке приконтурных лент методом вертикальных уменьшенных скважинных зарядов приведен в таблице 2.6.

Таблица 2.6

Наименование показателей

1-й ряд

скважин

2-й ряд

скважин

Диаметр скважин с учётом разбуривания,мм

250

250

Расстояние от линии скважин экранирующего ряда, м

13

8

Угол наклона скважины к горизонту, град.

90

90

Глубина скважины, м

17

8

Расстояние между скважинами, м

7

7

Расстояние между рядами скважин,м

5

Удельный расход ВВ, кг/м3

0,56

0,38

Плотность заряжания ВВ, кг/дм3

1,16

1,16

Вместимость 1 м скважины, кг/м

57

57

Объём горной массы взрываемой скважинами, м3

710

340

Конструкция заряда

рассредоточенный

Количество ВВ, размещаемого в 1 скважине, кг:

398

129

Длина заряда, м

9

3,2

Длина забойки, м

8

4,8

Выход горной массы с 1 п.м скважины, м3

42

42,5

Определение безопасных расстояний при взрывных работах при производстве массовых взрывов

а) Расчёт взрывоопасной зоны по разлёту отдельных кусков породы для людей согласно “ЕПБ при взрывных работах” глава VIII §1.1 определяется по формуле 1.

где:

з - коэффициент заполнения скважины взрывчатым веществом

где:

Lз - длина заряда в скважине;

l - глубина скважины, м (17.5м) ;

- коэффициент заполнения скважины забойкой равен 1(при полном заполнении скважины забойкой свободной от заряда верхней части скважины);

где: Q - вес заряда в скважине, кг (630кг);

Р - вместимость 1м скважины, кг (57 кг)

f-коэффициент крепости пород по шкале проф. Протодьяконова (8-10);

d - диаметр взрываемой скважины, (0,250 м );

а - расстояние между скважинами, м (7м)

;

Принимаем радиус взрывоопасной зоны: 300м - для верхней зоны (гор.360-315 м), 350 м - для нижней зоны (гор.300 м и ниже).

При ведении взрывных работ ниже горизонта 300 м, когда в зону отработки войдут более крепкие породы ( крепостью до 10), то взрывоопасная зона нижних горизонтов не выйдет за границу взрывоопасной зоны верхних горизонтов.

б) Расчёт сейсмически безопасных расстояний.

При неодновременном взрывании N зарядов взрывчатых веществ, общей массой Q со временем замедления между взрывами каждого заряда не менее 20 мс безопасное расстояние определяется по формуле:

где: rc - расстояние от места взрыва до охраняемого объекта, м ;

Кг - коэффициент, зависящий от свойств грунта в основании охраняемого объекта:

Кс - коэффициент, зависящий от типа здания и характера застройки:

- коэффициент, зависящий от условия взрывания:

Q - масса заряда в ряду, кг (1890):

N - число рядов взрывчатых веществ .

Принимаем сейсмически безопасное расстояние равное 122м.

в) Определение расстояний безопасных по действию УВВ на застекление при взрыве скважинных зарядов на карьере рассчитывается согласно главы VIII “Единых правил безопасности при взрывных работах” (§ 5.1.10, формула 13):

где:

Qэ - эквивалентная масса зарядов, взрываемых одновременно и масса поверхностной сети, из детонирующего шнура (ДШ), кг.

(формула 17)

где:

P - вместимость 1метра скважины, кг (57кг);

d - диаметр скважины, м (0,250м);

Кз - коэффициент, от которого зависит отношение длины забойки lзаб к диаметру скважины;

N - количество скважинных зарядов взрываемых одновременно;

Кз = 0,002

С учётом массы ДШ, взрываемой на поверхности:

где:

lДШ - общая длина поверхностной сети, м :

PДШ - вес одного метра ДШ, кг-

Суммарная масса эквивалентного заряда:

,

При взрывных работах с отрицательной температурой окружающего воздуха rв увеличивается 1,5 раза.

Радиусы опасных зон при производстве взрывных работ определяются в каждом конкретном случаи, для каждого массового взрыва в зависимости от места расположения взрываемого блока и величины взрываемого заряда.

Таблица 2.7 - Параметры буровзрывных работ

Наименование параметров

Услов.

обозн.

Расчётные

формулы

Показатели

добыча

вскрыша

Высота уступа, м

h

15

15

Диаметр скважины, мм

d

250

250

Угол наклона скважины, град

90

90

Глубина скважины с учётом перебура, м

l

17.5

17.5

Плотность заряжания ВВ, кг/дм2

1,16

1,16

Количество ВВ в 1 п.м скважины, кг/п.м

p

57

57

Удельный расход ВВ, кг/м3

q

0,9

0,75

Расчётная линия сопротивления по подошве, м

W

7,3

8,0

Относительное расстояние между скважинами, м

m

0.9

0.9

Абсолютное расстояние между:

скважинами, м

рядами, м

a

b

6,5

6,5

7

7

Масса заряда в скважине, кг

Q

640

630

Длина заряда в скважине, м

L

11,2

11,0

Длина забойки, м

Lзаб

6,3

6,5

Объём горной массы взрываемой одной скважиной, м3

V

634

735

Выход горной массы с 1 п.м скважины, м3

v

36

42

Таблица 2.8- Годовой расход ВВ

Наименование показателей

Производ.

350 тыс.т

Производ.

420 тыс.т

Производ.

500 тыс.т

Добыча

Вскрыш

Добыча

Вскрыш

Добыча

Вскрыш

Годовой расход ВВ, т

2086

3450

2503

3900

2981

4890

Расход ВВ на один массовый взрыв (144 взрыва в год), т

14,49

23,96

17,38

27,08

20,7

33,96

Всего, т

38,4

44,5

54,66

Годовой объём взрывных работ, тыс. м 3

2317,6

4600

2780,8

5200

3312

6520

2.4.4 Оборудование, машины и механизмы для вскрышных и добыч-ных работ

Таблица 2.9 - Основное горное оборудование

Буровые станки:

Количество

- СБШ-250МН, шт

1

- СБШ-190/250-60, шт

1

- DML-LP. шт

2

Экскаваторы:

- ЭКГ- 8И, шт

14

- ЭКГ- 10, шт

2

- ЭКГ - 6,3 УС, шт

2

- Kоmatsu PC2000

1

Бульдозеры на базе трактора Т-330, шт

9

Вспомогательное оборудование:

- гидробутобой на базе экскаватора «Hitachi»

1

- вышка ВС-22МС

1

- погрузчик ТО-18;

1

- фронтальный погрузчик Kоmatsu

1

- установка УМП-1

1

3. Отвальное хозяйство

Существующее отвальное хозяйство ОАО ”Оренбургские минералы” состоит из:

- железнодорожного отвала пустых пород № 1;

- автомобильного отвала пустых пород № 11;

- железнодорожного отвала фабричных отходов;

- склада бедных и некондиционных руд;

- склада никель-кобальтовых руд;

- отвалы почвенно-растительного грунта № 9,12,13.

Указанные отвалы размещаются на безрудной территории, за исключением склада никель-кобальтовой руды, отвал № 1 находится северо-восточнее карьера, отвал № 11 расположен на южном борту карьера. В настоящий период в работе находятся отвал №1 -скальной вскрыши и отвал фабричных отходов. Автомобильный отвал №11 закрыт.

Отвалы расположены с подветренной стороны площадки комбината и жилого массива.

В настоящем проекте рассматриваются вопросы по совместному складированию отходов фабрики и вскрышных пород, так называемых комбинированных отвалов.

Развитие отвала фабричных отходов предусмотрено в направлении отвала скальной вскрыши, с максимальным использованием территории между ними.

Складирование отходов обогащения в отвал сопровождается сильным пылеобразованием. Одним из способов пылеподавления является отсыпка верхней части отвального яруса скальными породами.

Нииасбестпроект в 2004г разработал «Технологию совместного складирования в отвал отходов обогащения и пустых пород в условиях ОАО «Оренбургские минералы».

Развитие отвала скальной вскрыши в северном, восточном и южном направлениях предусмотрено с учетом расположения существующей скважины № 82.

Согласно заключению Государственного Комитета по санитарно-эпидемиологическому надзору Российской Федерации от 03.06.1996 г., складируемые вскрышные породы классифицируются:

по химическому и минералогическому составам;

по классу токсичности и отсутствия миграции химических веществ из отходов в контактирующие среды, как не представляющие потенциальной опасности в плане развития отдаленных последствий.

Транспортировка вскрышных пород и отходов фабрики осуществляется электрифицированным железнодорожным транспортом, используются тяговые агрегаты ПЭ2м и Пэ2У.

3.1 Отвал фабричных отходов

Параметры существующего отвала:

Площадь отвала - 192,0 га

Тип отвала - двухъярусный.

Высота ярусов по 25м каждый с абсолютными отметками 360 и 385 м соответственно.

Объем отходов, подлежащих складированию, составляет 73090 тыс. м3.

Транспортировка отходов от бункеров фабрики до отвала производится железнодорожным транспортом.

Годовой объем отходов фабрики составляет 4370 тыс. м3.

Существующая ситуация и возможность использования железнодорожного транспорта, позволит заскладировать 28482,0 тыс. м3 отходов и 7675,0 тыс. м3 скальной породы.

Развитие отвала отходов обогащения предусмотрено в направлении отвала скальной вскрыши, с максимальным использованием территории между ними. Складирование отходов в отвал сопровождается сильным пылеобразованием. Одним из способов пылеподавления является отсыпка верхней части отвального яруса скальными породами.

Технология создания комбинированного отвала предусмотрена в соответствии с рекомендациями, выполненными Ниипроектасбест 2004г «Технология совместного складирования отходов обогащения и пустых пород в условиях ОАО « Оренбургские минералы».

Каждый складируемый слой отходов закрывается породами, толщина породного слоя принимается не менее 5 м.

Остальной объем отходов 44608,0 тыс. м3 (73090,0 - 28482,0) транспортируется и складируется на отвал №1.

Площадь отвала с учетом его расширения составит 230,0 га.

3.2 Отвал пустых пород № 1

Параметры существующего отвала №1:

· площадь отвала - 292,5 га.

· тип отвала - двухъярусный.

Высота первого яруса 25м с абсолютной отметкой 350 м, высота второго яруса не превышает 23 м с абсолютной отметкой 373 м.

Дополнительно при всех рассматриваемых вариантах производительности карьера на отвал складируются вскрышные породы в объеме 122574 тыс. м3 и отходы обогащения - 45500 тыс. м3(с коэффициентом разрыхления пород в отвалах Кр = 1,3 для породы и Кр = 1,02 для отходов «Отвальное хозяйство» табл.3).

Комбинированный отвал формируется в соответствии с рекомендациями, представленными Ниипроектасбест.

Развитие отвала предусмотрено, в северном, южном и восточном направлениях в пределах существующего земельного отвода.

Вскрышные породы 7675,4 тыс. м3 транспортируются на отвал фабричных отходов для совместного складирования.

Порода 1400 тыс. м3 используется для засыпки выемки при спрямлении железнодорожных путей на участке ст. Карьерная - ст. Фабричная - пост Дробильный.

Для размещения вышеуказанного объема запроектирован трехъярусный железнодорожный отвал:

- I ярус на отметке 350 м, имеет высоту 25 м, емкость - 22750 тыс. м3;

- II ярус на отметке 385 м, имеет высоту 35 м, емкость - 92600тыс м3;

- III ярус на отметке 415м, имеет высоту 30м, емкость - 52724тыс. м3.

Увеличение высоты ярусов и всего отвала в целом позволят разместить весь объем вскрышных пород в пределах существующего земельного отвода.

В качестве средств механизации отвальных работ приняты экскаваторы типа ЭКГ-8И с емкостью ковша 8 м3.

В проекте предусмотрены две схемы развития железнодорожных путей - действующая - тупиковая и предлагаемая круговая, которая способствует увеличению приемной емкости и сокращению времени рейса.

3.3 Организация строительства насыпи высотой 35 м для создания второго яруса отвала вскрышных пород

При возведении насыпи второго яруса (отм. 385м) первоначально устраивается насыпь высотой 4 м с приямком из грунта отвала. Плановое положение ее совпадает с положением оси будущей высокой насыпи.

С железнодорожного пути, уложенного на насыпи высотой 4 м, производится отсыпка привезенной из карьера породы в приямок глубиной 1,0 м, шириной по дну 5 м и длиной 20 м, образуемого по мере продвижения его вдоль железнодорожного пути.

Наличие приямка позволяет рационально организовать работу экскаватора и предохранять его ходовую часть от ударов кусков породы при разгрузке думпкаров.

Ось экскаватора находится на расстоянии 19,5 м от оси разгрузочного пути.

Разгруженную в приямок породу экскаватор перелопачивает в сторону на величину максимального вылета стрелы. Затем порода перемещается к внешнему контуру насыпи, с постепенной подъемкой порода укладывается на высоту 4 м, т.е. в один уровень с первоначальной насыпью.

Во время перемещения грунта бульдозером производят его разравнивание и уплотнение, на постоянных участках пути производят выполаживание внешнего откоса до 1: 1,5. После организации бульдозерной насыпи 4м вне пределов действия экскаватора, последний отгрузкой назад и в сторону отсыпает породу в пределах своего радиуса действия.

Бульдозеры в это время производят разравнивание и уплотнение отсыпанного экскаватором грунта. При этом должны соблюдаться условия безопасности ведения работ

Для всех последующих заходок также создается приямок (1х5х20 м), откуда выгруженная из думпкаров порода перелопачивается экскаватором.

Экскаватор работает при максимальном вылете стрелы, а бульдозер перемещает грунт к внешнему контуру насыпи до отм. +8,0 м, уплотняет тело земляного полотна, выполаживая внешний откос и создают берму шириной 2 м на отметке +6,0 м.

После организации насыпи высотой 8м вне зоны действия экскаватора, последний отгрузкой назад и в сторону отсыпает породу в пределах своего радиуса действия, бульдозер разравнивает и уплотняет отсыпанный экскаватором грунт.

В конце каждой заходки экскаватор устраивает себе наклонный съезд под углом 10-12 и становится на отметку +4 м, а железнодорожный путь укладывается на отметку +8 м. После этого цикл повторяется.

Таким образом, параллельными заходками с постепенным подъемом создается насыпь до отметки + 32 м. При этом последующий объем отсыпается таким образом, чтобы ширина насыпи по верху была достаточной для укладки железнодорожного пути.

Только в этом случае получается возможность установки экскаватора на отметке + 29 м и отсыпки объема до проектной отметки + 35 м. При этом ширина последнего приямка по дну, для получения безопасной площадки установки экскаватора достаточной ширины, не должна превышать 4 м. Отсыпка оставшегося объема от отм. +32 м до отм. + 35 м производится с использованием отвального плуга.

Разгрузка привезенной породы начинается от упора с железнодорожного пути, уложенного на отм. + 35 м, думпкары разгружаются по фронту отвала, а затем порода сбрасывается под откос отвальным плугом и планируется бульдозером.

На отвальных участках ширина земляного полотна поверху должна составлять 14м.

При этом ширина земляного полотна на постоянных участках при высоте насыпи 35 м составит 84 м при условии, что угол откоса равен 45.

Ширина основания земляного полотна на постоянных участках при высоте насыпи 35 м составит: В = 10,5 + 2х 35 х 1,5 + 2 х 4 х 2 = 131,5 м.

Для каждого сечения в наклонной части постоянного участка ширина основания определяется по формуле:

В = 10,5 + 3х35+4к, м

где: В - ширина основания насыпи, м;

Н - высота насыпи в рассматриваемом сечении, м;

к - коэффициент, зависящий от высоты насыпи:

Н к=0;

6 Н 12м к=1;

12 Н 18м к=2;

18 Н 24м к=3;

24 Н 30м к=4;

30 Н 36м к=5.

При возведении нижней части земляного полотна, являющейся наиболее широкой, вместо перемещения грунта к контуру насыпи посредством бульдозера можно применить двойное перелопачивание породы экскаваторами, не исключая при этом уплотнения тела насыпи бульдозерами.

Пионерная насыпь второго и третьего яруса создается за счет отвалообразования. Технология создания пионерной насыпи третьего яруса отвала (отм.415м) аналогична по ее созданию на втором ярусе.

Приемная способность отвального тупика между передвижками железнодорожного пути определяется по формуле:

,

где: L - рабочая длина отвального тупика, м;

h - высота яруса, м;

a = 21 - шаг переукладки, м;

кр = 1,3 - коэффициент разрыхления в отвале

Количество экскаваторов определено по формуле:

, где

Qэкск. - годовая производительность экскаватора, м3

1 вариант - производительность 350 тыс.т

Nэк = 4600 000 /( 2300 * 2 * 365) = 2.7 ед. принимаем 3 ед.

2 Вариант - производительность 420 тыс. т

Nэк = 5200 000/( 2300 * 2 * 365) = 3 ед.

3 Вариант - производительность 500 тыс. т

Nэк = 6504000/( 2300 * 2*/ 365) = 4 ед.

3.4 Расчет годовой производительности отвального тупика

Годовая производительность отвального тупика определена по формуле:

, т

где: Д = 365 - количество рабочих дней в году;

к = 1,1 - коэффициент неравномерности;

Q сут - суточная производительность отвального тупика, определяемая по формуле:

, т

где: Т сут - время работы транспорта, мин;

Q н - вес состава нетто, т;

Т от - время занятия отвального тупика составом, определяемое из выражения:

, мин

где:

l от - расстояние от р-да “Отвальный” до места разгрузки (принимаемое в расчетах равным половине длины отвального тупика), м;

t - время разгрузки одного думпкара, мин;

V - средняя скорость движения поезда по отвальному пути, км/час;

n - число думпкаров в составе, ед.;

(а + в) 5 - время на согласование по приему и отправлению поезда, мин.

Отсюда при эксплуатации тяговых агрегатов ПЭ2м:

3.5 Расчет сменной производительности и количества отвальных тупиков на отвале №1

Таблица 3.1

Наименование показателей

Ед.изм.

Обозначение

Количество

Варианты

350 т.т

420 т. т

500 т. т

1 Сменная производительность отвального тупика

м3 / смену

Р см

6164

6164

6164

2 Продолжительность смены

мин

Т с

623

623

623

3 Полезная емкость вагонного состава

м3

Q п

376

376

376

4 Количество вагонов в составе:

моторных

шт

n

2

2

2

немоторных

шт

n

5 Объем кузова:

моторного думпкара

м3

V в

21

21

21

немоторного думпкара

м3

V в

48,5

48,5

48,5

6 Коэффициент разрыхления

-

k р

1,3

1,3

1,3

7 Время занятия отвального тупика вагонным составом

мин

Т

8 Расстояние от ст. Отвальная до места разгрузки

м

L от

2,5

2,5

2,5

9 Средняя скорость движения по отвальному тупику

км/час

V ср

20

20

20

10 Время на согласование по приему и отправлению поездов

мин

2t

5

5

5

11 Время на один оборот состава для уборки породы и передвижки путей

мин

t от

6

6

6

12 Высота отвала

м

h от

65

65

65

13 Число отвальных тупиков

шт

n

1,0

2

2

14 Коэффициент сменной неравномерности поступления породы

-

1,1

1,1

1,1

15 Сменное поступление породы в отвал

м3

Q см

6932

7836

9800

3.6 Расчет потребного оборудования на отвале №1

Таблица 3.2 - Характеристика экскаваторного отвала

Наименование показателей

Ед. изм.

Значение

1 Тип применяемого экскаватора

-

ЭКГ-8И

2 Характер складируемых пород

-

Скальн. полускальные, рыхлые

3 Высота отвала

м

90

4 Высота яруса

м

I - 25, II - 35, III -30

5 Рабочая длина

м

1500 - 3000

6 Средний шаг переукладки железнодор.путей

м

21

7 Коэффициент использования экскаватора

-

0,6

8 Схема развития железнодорож. путей на отвале

-

Тупиковая/Круговая

Увеличение емкости отвала предусмотрено за счет развития первого яруса отвала в северном, южном и восточном направлениях. Высота яруса отвала в среднем составляет 25 м.

Площадь существующего отвала составляет 292.5 га, площадь, необходимая для складирования вышеуказанного объема составляет 383.5га. Развитие отвала предусмотрено в пределах существующего земельного отвода.

В дальнейшем развитие отвала происходит путем увеличения количества ярусов.

Длина рабочей части отвальных тупиков колеблется от 2.0 км до 3.0 км, с сокращением до 1.5 -1.7 км в последующие периоды с увеличением нерабочей части тупика в связи с набором высоты отвала.

Расчет потребного оборудования представлен в таблице 2.5.3.

Таблица 2.5.3

Наименование

Расчетные периоды

1 вариант

350 тыст

2 вариант

420тыст

3 вариант

500 тыст

1 Годовой объем перевозок, тыс. м3

4600,0

5200,0

6504,0

2 Режим работы

: дней х смен х часов

365 х 2 х 12

3 Сменный объем поступления, м3

6301

7123

8909

4 Производительность экскаватора в смену, м3

2300

2300

2300

5 Производительность бульдозера в смену, м3

1850

1850

1850

6 Рабочий парк экскаваторов, шт

3,0

3,0

4,0

7 Рабочий парк бульдозеров, шт

3,0

4,0

5,0

8 Инвентарный парк экскаваторов, шт

4,0

4,0

5,0

9 Инвентарный парк бульдозеров, шт

4,0

5,0

6,0

Альтернативным вариантом отвалообразования с применением железнодорожного транспорта с сокращением нерабочей части отвального тупика может быть железнодорожно-автомобильный вариант с устройством перегрузочного пункта на втором ярусе отвала (отм.385м). Формирование третьего яруса отвала производится периферийным способом, являющимся более экономичным ввиду меньшего объема планировочных работ по сравнению с площадным.

Для создания третьего яруса отвала №1 автомобильным транспортом потребуется 9 ед. автосамосвалов и 4 ед. бульдозеров.

Целесообразно выполнить сравнение вышеуказанных вариантов для выбора оптимального вида отвалообразования.

Согласно “Предварительных рекомендаций...” п.1 существующий отвал расположен на основании с низкой несущей способностью.

Институт Горного Дела провел исследования прочностных свойств пород основания отвалов и отвальной массы и представил рекомендации технологических параметров отвала.

На рисунке 3 оказаны предельно допустимые высоты ярусов, угол генерального откоса системы отвальных уступов.

Для защиты отвала от притока поверхностных вод с прилегающей к нему территории, учитывая присутствие обводненных участков с оползневыми явлениями, с южной и западной сторон отвала предусмотрено устройство нагорных канав, с последующим организованным сбросом воды в бассейн р. Славенка.

Протяженность канавы с южной стороны составляет - 3,5 км, с западной - 2.7 км. Сечение нагорных канав показано на плане 5763 - 02 - 15.

4. Карьерный транспорт

4.1 Основные проектные решения

В соответствии с заданием на проектирование , технологический транспорт комбината рассматривается по вариантам отработки карьера с производительностью по товарной продукции 350, 420, 500 тыс. т.

I вариант - 350 тыс.т промпродукта или 5794 тыс. т сырого асбеста.

II Вариант - 420тыс.т промпродукта или 6952 тыс. т сырого асбеста.

III Вариант - 500 тыс. т промпродукта или 8280 тыс. т сырого асбеста.

В качестве расчетного принят - 2007 год.

Режим работы карьера существующий:

- число рабочих дней в году - 365;

количество смен - 2;

продолжительность смены - 12 часов.

В соответствии с календарным планом горных работ по рассматриваемым вариантам выполнено:

распределение объемов перевозок по видам груза,

предусмотрена схема развития железнодорожного транспорта карьера с устройством двухпутного движения и организацией дополнительного усреднительно- перегрузочного пункта, позволяющая рационально выполнять внутри - карьерные перевозки (данные решения разработаны в горной части проекта);

Месторождение отрабатывается комбинированным автомобильно-железнодорожным транспортом при внешнем отвалообразовании.

I вариант - производительность - 350 тыс. т по товарной продукции.

Объем добываемой горной массы на расчетный период составляет17294т.т

Отработка верхних вскрышных горизонтов 345 - 300м (7444 тыс. т) осуществляется железнодорожным транспортом.

Горная масса с гор. 285м - 195м транспортируется автосамосвалами на перегрузочные пункты западного и восточного бортов карьера, расположенных соответственно на гор. 300м и 285м (9850 тыс. т), где перегружается на железнодорожный транспорт.

Общий объем горной массы транспортируемой железнодорожным транспортом составляет 17294 тыс. т.

Далее руда транспортируется на ДОФ (5794тыс.т), вскрышные породы - на отвал № 1 и отвал отходов обогащения.

II вариант - производительность - 420 тыс.т по товарной продукции.

Объем добываемой горной массы на расчетный период составляет

20357 тыс. т

Отработка верхних горизонтов 345м - 285м (10761 тыс. т) осуществляется железнодорожным транспортом.

Горная масса с гор. 285м - 180м транспортируется автосамосвалами (БелАЗ 7548А) на перегрузочные пункты карьера расположенные на горизонтах 300м и 285м (9596 тыс. т) для погрузки в железнодорожный транспорт.

Общий объем горной массы транспортируемой железнодорожным транспортом на расчетный период составляет 20357 тыс. т.

Далее руда транспортируется на ДОФ (6954тыс.т), вскрышные породы - на отвалы.

III вариант - производительность 500 тыс. т по товарной продукции.

Общий объем добываемой горной массы на расчетный период составляет 24540 тыс. т

Отработка горизонтов 345м - 285 м (12500тыс. т) предусмотрена железнодорожным транспортом.

Горная масса с гор. 285 м - 165 м (12040 тыс. т) транспортируется на перегрузочные пункты автосамосвалами БелАЗ - 7548А, где перегружается в думпкары и далее - по назначению: руда на - ДОФ, порода - на отвалы.

В соответствии с принятой технологией ведения горных работ определен парк автомобильного и железнодорожного транспорта.

Транспортировка горной массы производится тяговыми агрегатами в составе: электровоз управления ПЭ-2М + два моторных думпкара с подвижным составом типа-думпкары 2ВС-105 грузоподъемностью 105 т (данные ОАО ”Оренбургасбест”) с привлечением автомобилей-самосвалов БелАЗ-7548А грузоподъемностью 42т.

ОАО «Оренбургские минералы» запланировали к 2007году заменить имеющийся парк технологического автотранспорта БелАЗ 7548А грузоподъемностью 42 т. на автосамосвалы БелАЗ 7555 грузоподъемностью 55 т.

4.2 Железнодорожный транспорт

Путевая схема технологического железнодорожного транспорта ОАО «Оренбургские минералы» проектировалась из расчета эксплуатации тяговых агрегатов ПЭ 2м для транспортирования горной массы и ЕL - 21 для транспортирования фабричных отходов.

В настоящее время на комбинате используются: ПЭ-2м и ПЭ - 2У.

Для транспортировки фабричных отходов на экскаваторный отвал отходов фабрики используются тяговые агрегаты ПЭ 2м. Наличный парк подвижного состав приведен в таблице 4.1.

Таблица 4.1

Наименование

Ед. изм.

Количество

1 Тяговый агрегат ПЭ- 2М

шт

11

Вагоны - самосвалы 2ВС-105

шт

83

Расчет оптимального веса поезда приведен в таблице 4.2.

Таблица 4.2 - Определение оптимального веса состава ( 500тыс.т по то варной продукции)

Наименован. показателей

Обзначение

Расчетн формула

Ед. зм.

Количество

1 Суточный грузооборот

Q сут

-

т

73956

2 Время работы транс в сутки

T сут

-

мин

1155

3 Время движения в обоих направлен.

t дв.п

120l/ V

мин

46

4 Время задержки в пути

t ст

-

мин

15

5 Вес груза в моторных думпкарах

q м

2 х 38

т

76

6 Касательная сила тяги агрегата с моторными думпкарами

F к

1000 х к х Рсц

кг

81000

7 Вес немоторного думпкара брутто

q бр

q + q бр

т

135,5

8 Коэффициент разрыхления

для транспорта

-

-

-

1,4

9 Объемный вес груза

-

т/м

2,5

10 Средневзвешен/ дальность откатки

l

-

км

5,0

11 Сцепной вес тягового агрегата

P

-

т

368

12 Время загрузки моторн.думпкаров

t р

q м / Qэк

мин

6

13 Время загрузки одного думпкара

t р

q/ Qэк

мин

6

14 Вес поезда нетто

-

т

1200

15 Расчетное число думпкаров

n

(Qн - q м) / q

шт

12,9

16 Принятое число думпкаров

n

-

шт

11

17 Вес состава брутто

Q бр

n х qбр

т

1491

Определение оптимального руководящего уклона и полного тормозного пути

Руководящий уклон определен по формуле:

где:

W =- основное удельное сопротивление движению, кг/т.

Учитывая вес прицепной части поезда (1491 т) и число секций (3 секции) в тяговом агрегате руководящий уклон принимается равным 40%о.

Согласно технических характеристик принятого на предприятии подвижного состава и в соответствии с ”Методикой производства расчетов по карьерному железнодорожному транспорту” определено расстояние проходимое от начала торможения до остановки состава (полный тормозной путь), в направлении отвал пустых пород - разъезд “Отвальный”.

Тормозная сила поезда:

Вm = 1000 х 0,11 х 784 =86240 кг;

Расчетный коэффициент трения колодок:

кр= 0,6 х .

Сумма нажатий колодок на оси локомотива:

р К р = 12 х 12 = 144 т.

Сумма нажатия колодок на оси вагонов:

QК р = 40 х 4 х 4 = 640 т.

Сумма расчетных сил нажатия тормозных колодок:

К р= 640 + 144 = 784 т.

Расчетный тормозной коэффициент поезда:

р = .

Время подготовки к торможению:

tn = 7 -

Путь подготовки к торможению:

Sn =

Путь действительного торможения:

Sд=

Полный тормозной путь:

Sm= 47 + 94 = 141 м.

В соответствии с данными расчетами имеющиеся тормозные средства способны остановить маршрут на руководящем спуске при конструктивной скорости на тормозном участке, что соответствует «Нормам технологического проектирования».

Согласно «Правил технической эксплуатации железнодорожного транспорта предприятий» п.41 на разъезде «Отвальный» предусмотрено строительство улавливающего тупика длиной 200м, предназначенного для остановки на случай потерявшего управление поезда при движении по затяжному спуску со стороны отвала.

Определение парка подвижного состава

Расчет парка подвижного состава для технологических перевозок выполнен в соответствии с “Нормами технологического проектирования горнодобывающих предприятий с открытым способом разработки” при следующих параметрах:

- режим работы предприятия - 365 х 2 х 12;

- коэффициент неравномерности выдачи горной массы из карьеров - 1,1;

- скорость конструкционная - 13 км/час;

- суточное время работы локомотиво - состава - 1191 мин;

- коэффициент использования рабочего времени - 0,9;

- процент находящихся в ремонте локомотивов - 13%;

- процент находящихся в ремонте думпкаров - 7%;

- резервный парк локомотивов - 7%;

- резервный парк думпкаров - 10%.

Расчеты по определению парка подвижного состава по рассматриваемым вариантам приведены в таблицах 4.3., 4.4., 4.5.

Таблица 4.3. - Определение парка подвижного состава ( 350 тыс. т то варной продукции)

Наименование

Ед. изм.

Руда

Порода

1. Годовой объем перевозок

Тыс.т

5794,0

11500,0

2. Коэффициент неравномерности перевозок

-

1,1

1,1

3. Число рабочих дней в году

-

365

365

4. Суточный объем перевозок

т

17461,0

34657,5

5. Количество смен в сутки

-

2

2

6. Чистое время работы ж.д. транспорта

мин

1155

1155

7. Сцепной вес ПЭ 2М

т

368

368

8. Расчетная сила тяги Fк = 1000 х yк х Рсц

кг

81000

81000

9. Основное удельное сопротив движению

Кг/т

3,0

3,0

10. Руководящий уклон

%

40,0

40,0

11. Вес состава брутто

т

1491

1491

12. Грузоподъемность думпкара 2ВС -105

т

105

105

13. Объем кузова думпкара

м3

50

50

14. Объемный вес

т/м3

2,5

2,5

15. Коэффициент разрыхления в транспортных сосудах «Отвальное хозяйство» табл.3

-

1,4

1,4

16. Полезный вес думпкара

т

96,0

96,0

17. Тара думпкара

т

48,5

48,5

18. Вес думпкара с грузом

т

144,5

144,5

19. Число думпкаров в составе

ед.

11

11

20. Вес состава нетто

т

1200,0

1200,0

21. Суточные размеры движения

пар п/

14,0

29,0

22. Средняя рейсовая скорость

км/ч

13

13

23. Время движения в обоих направлениях


Подобные документы

  • Проектирование разработки открытого карьера по добыче асбеста на основании расчетов запасов полезных ископаемых, технических характеристик карьера, затрат на буро-взрывные и отвальные работы, транспортировку руды, электроснабжение и водоотлив добычи.

    дипломная работа [1,8 M], добавлен 17.06.2012

  • Хризотил-асбест. Описание минерала: физические и химические свойства. Разновидности асбеста, классификация. Упаковка, маркировка, транспортировка и хранение. Месторождения и залежи. История Асбеста. Антиасбестовая компания. Применение асбеста.

    реферат [70,8 K], добавлен 17.12.2003

  • Свойства асбеста. Области применения. Промышленно-генетические типы месторождений: молодежное месторождение хризотил-асбеста, месторождения амозита и крокидолита ЮАР, Бугетысайское месторождение антофиллит-асбеста в Казахстане. Мировой рынок.

    реферат [355,8 K], добавлен 27.11.2007

  • Общие сведения и природные условия месторождения цеолитовых туфов Хонгуруу. Оценка сложности геологического строения карьерного поля. Разработка карьера, способ разработки. Горно-капитальные, вскрышные, буровзрывные работы. Охрана недр и окружающей среды.

    дипломная работа [596,0 K], добавлен 20.10.2016

  • Геологическое строение карьерного поля. Гидрогеологические условия, характеристика полезного ископаемого, подсчет запасов. Проектная мощность и режим работы карьера. Оборудование, механизмы для вскрышных и добычных работ. Характеристика отвальных работ.

    курсовая работа [274,7 K], добавлен 28.03.2016

  • Геологические и горнотехнические характеристики месторождения. Подготовка горных пород к выемке. Взрывные и выемочно-погрузочные работы. Складирование полезного ископаемого. Система разработки месторождения. Вскрытие карьерного поля месторождения.

    отчет по практике [752,7 K], добавлен 22.09.2014

  • Геологическое строение Пикалевского месторождения известняков. Характеристика полезного ископаемого, применяемого оборудования. Вскрытие карьерного поля, водоотлив и осушение. Транспорт и путевые работы. Требования к взрывным работам, обоснование метода.

    дипломная работа [455,7 K], добавлен 11.11.2012

  • Геологическое строение характеристика месторождения. Свойства горных пород. Существующие состояния и анализ горных работ. Вскрытие карьерного поля. Электроснабжение карьера, используемое оборудование. Разработка альтернативных вариантов развития участка.

    дипломная работа [579,4 K], добавлен 07.07.2012

  • Общие сведения о месторождении, геологическом участке, шахтном поле, горно-геологические условия разработки и гидрогеологические условия эксплуатации. Мощность шахты и режим работы. Вскрытие, подготовка шахтного поля. Средства механизации очистных работ.

    дипломная работа [208,5 K], добавлен 24.03.2014

  • Горно-геометрический анализ карьерного поля с уточнением запасов полезного ископаемого и вскрышных пород. Производительность бульдозера, вскрышного и добычного экскаваторов. Выбор и обоснование рабочих и нерабочих углов откосов уступов и бортов карьера.

    курсовая работа [454,7 K], добавлен 08.01.2013

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.