Главная База знаний "Allbest" Геология, гидрология и геодезия Проект вскрытия и разработки первого участка Мугунского месторождения

Проект вскрытия и разработки первого участка Мугунского месторождения

Условия залегания угольных пластов. Вскрытие месторождения. Выбор способа и системы его разработки. Организация вскрышных, добычных и буровзрывных работ. Дренаж и осушение карьера. Экономические расчеты эксплуатационных затрат и горностроительных работ.

Рубрика Геология, гидрология и геодезия
Вид дипломная работа
Язык русский
Дата добавления 15.09.2013
Размер файла 1,3 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.

Страница:

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Проект вскрытия и разработки первого участка Мугунского месторождения

ДИПЛОМНЫЙ ПРОЕКТ

Содержание

  • Введение
  • 1. Общая характеристика района месторождения
    • 1.1 Общие сведения
    • 1.2 Климат района6
  • 2. Геологическое строение месторождения
    • 2.1 Размеры Мугунского разреза
    • 2.2 Условия залегания угольных пластов
    • 2.3 Подсчет запасов проектируемого участка
    • 2.4 Расчет нормативных потерь и засорения угля
  • 3. Выбор способа разработки
    • 3.1 Обоснование границ участка
    • 3.2 Углы откосов бортов карьера
    • 3.3 Режим работы участка
    • 3.4 Производительность карьера
    • 3.5 Срок отработки участка
  • 4. Вскрытие месторождения
    • 4.1 Горно-геометрический анализ
  • 4.2 Экономические расчеты на горностроительные работы
    • 4.3 График горно-строительных работ
  • 5. Вскрытие Западного участка
    • 5.1 Выбор и обоснование способа вскрытия
  • 6. Система разработки
    • 6.1 Выбор системы разработки
    • 6.2 Выбор комплексной механизации (специальная часть проекта)
      • 6.2.1 Производительность ЭШ-20
    • 6.3 Расчет капитальных затрат по первому варианту на приобретение оборудования
    • 6.2 Расчет эксплуатационных затрат
    • 6.3 Технические расчеты вскрышного оборудования по второму варианту
      • 6.3.1 Производительность ЭШ-25.100
      • 6.3.2 Расчет годовой производительности экскаватора ЭШ-25.100
    • 6.4 Расчеты капитальных затрат на приобретение по второму варианту
    • 6.5 Расчет эксплутационных затрат
    • 6.6 Добычные работы
    • 6.7 Вскрышные работы
    • 6.9 Организация вскрышных и добычных работ
  • 7. Буровзрывные работы
    • 7.1 Оптимальное качество дробления и выбор вида взрывания
    • 7.2 Буровое оборудование
    • 7.3 Выбор метода взрывных работ, типа ВВ и СИ
    • 7.4 Параметры сетки скважин
    • 7.5 Основные параметры зарядов и показатели взрывных работ
    • 7.6 Схема взрывания
    • 7.7 Безопасные расстояния
      • 7.7.1 Определение зон, опасных по разлету отдельных кусков породы
      • 7.7.2 Определение сейсмически безопасных расстояний при взрыве
      • 7.7.3 Определение расстояний, безопасных по действию воздушной ударной волны при взрывах
      • 7.7.4 Выбор зарядной машины
  • 8. Карьерный транспорт
    • 8.1 Расчет производительности БелАЗ-540, ЭКГ-3.2
    • 8.2 Пропускная способность автодороги
    • 8.3 Производительность ТЭМ-7+ПС-63+ЭКГ-4У
    • 8.4 Пропускная способность
    • 8.5 Парк подвижного состава
  • 9. Осушение карьера
    • 9.1 Дренаж и осушение месторождения
    • 9.2 Экономическая часть к разделу «Осушение карьера»
  • 10. Электроснабжение
    • 10.1 Общие сведения
    • 10.2 Освещение
    • 10.3 Выбор трансформатора для подстанции участка
    • 10.4 Выбор сечения воздушных и кабельных линий электропередач
    • 10.5 Расчет защитного заземления
    • 10.6 Основные энергетические показатели
  • 11. Рекультивация земель, нарушенных горными работами
    • 11.1 Цель рекультивации
    • 11.2 Виды и параметры нарушенных земель
    • 11.3 Направление и основные параметры рекультивации
    • 11.4 Основные технологические процессы горно-технической рекультивации
      • 11.4.1 Работа по снятию и хранению плодородных почв
    • 11.5 Объем работ по рекультивации
    • 11.6 Производительность экскаватора ЭШ-10.70
    • 11.7 Производительность скрепера ДЗ-13А
    • 11.8 Производительность бульдозера ДЗ-118
    • 11.9 Экономические расчеты к разделу «Рекультивация земель, нарушенных горными работами»
  • 12. Безопасность жизнедеятельности
    • 12.1 Анализ условий труда
    • 12.2 Основные мероприятия по обеспечению безопасных и здоровых условий труда на проектируемых работах
    • 12.3 Безопасность производственных процессов
    • 12.4 Проектирование вентиляции карьера
  • 13. Экономическая часть
    • 13.1 Расчет основных технико-экономических показателей
  • Заключение
  • Библиография
  • Введение
  • В проекте Расчет эксплуатационных затрат рассматриваются вопросы вскрытия и разработки Западного блока 1-го участка разреза «Мугунский».
  • В проекте выполнены подсчет запасов месторождения, определен контур карьера, произведён выбор и обоснование способа разработки, системы и схемы вскрытия, расчет буровзрывных работ и карьерного транспорта; представлены мероприятия по охране труда.
  • Произведен технико-экономический анализ, в котором дано обоснование принятого вскрышного экскаватора, построен график режима горных работ экскаватора, произведен подсчет подготовленных запасов полезного ископаемого.
  • Основная задача развития Мугунского месторождения обеспечение углем потребности народного хозяйства района и Иркутской области.
  • Проектируемая производственная мощность составляет 2 млн.т. в год.
  • Транспортировка угля потребителям обеспечивается министерством путей сообщения.

1. Общая характеристика района месторождения

1.1 Общие сведения

Разрез «Мугунский», входящий в состав Сибирской Угольной Энергетической Компании, ведет горные работы по добыче угля на Мугунском буроугольном месторождении по проекту Иркутского института «Востсибгиппрошахт» с сентября месяца 1990 года.

Разрез «Мугунский» расположен в центре Иркутской области, в 40 км на юг от Тулуна. Административно площади поля разреза относятся к Тулунскому району Иркутской области РФ. Центром района является г. Тулун с населением свыше 70 тыс. жителей. Ближайшие населенные пункты: сёла - Мугун, Петровск, Едогон.

Месторождение разреза представляет собой заболоченную местность с множеством ручьев и небольших речек. Характерной особенностью разрабатываемого месторождения является наличие вечномерзлых пород, залегающих на 80 % территории разреза.

Крупные автодороги представлены дорогой всероссийского значения Москва-Владивосток. Кроме того, существуют дороги с улучшенным покрытием, связывающие с ближайшими населенными пунктами. В 40 км от разреза проходит транссибирская магистраль.

Построены автодорога, связывающая разрез «Мугунский» и г. Тулун, и подъездной железнодорожный путь ст. Алгатуй - ст. Тулун.

1.2 Климат района

Климат территории Мугунского буроугольного месторождения резкоконтинентальный, с продолжительной холодной зимой и коротким жарким летом. Температура воздуха отличается резкими колебаниями. Среднегодовая температура воздуха минус 0,9?С. Абсолютный минимум температуры падает на декабрь - январь (минус 46,9-49,2?) и абсолютный максимум - на июль- август, равный 31,7?С. Период с отрицательной температурой составляет 180-200 дней. Следует отметить, что ни один месяц не гарантирован от заморозков.

Глубина промерзания почвы составляет 192 см. Среднегодовая отрицательная влажность 70 %.

Среднегодовое количество атмосферных осадков в районе месторождения колеблется от 347 до 400 мм. Средняя продолжительность снеготаяния составляет 34 дня.

Существует опасность затопления горных выработок грунтовыми водами, а также атмосферными, особенно в паводковый период.

2. Геологическое строение месторождения

2.1 Размеры Мугунского разреза

Площадь Мугунского месторождения имеет неправильную форму с извилистым контуром.

Северная и южная границы месторождения определяются выходами на поверхность подстилающих пород нижнего ордовика и прорывающими их траппов. С юго-восточной стороны месторождения ограничивается линии рабочей мощности основных угольных пластов.

В западной части площадь месторождения практически не оконтурена. Здесь имеются перспективы на расширение месторождения за счет прирезки новых площадей с угленосностью благоприятных для открытых разработок.

Длина месторождения достигает 30 км, ширина колеблется от 3 км до 15 км на участках наибольшего расширения. Средняя ширина месторождения составляет 9 км.

Приблизительная площадь месторождения 250-270 кв. км.

Применительно к угленосности и степени разведанности месторождение разделено на 3 площади: Западную, Центральную (карьерные поля №1 и №2) и Восточную (карьерное поле №3). Карьерное поле №2 Центральной площади разделено на два участка: Северный и Южный.

2.2 Условия залегания угольных пластов

Промышленная угленосность месторождения связана с отложениями «горизонта рабочих пластов» черемховской свиты, которая включает все угольные пласты, принятые к подсчету запасов.

Наиболее выраженными и мощными рабочими пластами, распространенными на всей или значительно большей части разведанной площади месторождения являются пласты I, Iа, II составляющие 97,2 % всех балансовых запасов по карьерным полям №1, №2 и №3.

Проведенные геологоразведочные работы на месторождении показывают различную угленосность.

Наибольшая угленосность приурочена к южному участку карьерного поля №1, на котором суммарная мощность рабочих пластов нередко достигает 15-16 м. На северном участке этого карьерного поля она не превышает 13,6 м. Средняя суммарная мощность угольных пластов на этих участках составляет соответственно 8,42 и 6,64 м, а в целом по карьерному полю №1 - 7,75 м.

Суммарная мощность рабочих угольных пластов на площади северного поля №2 колеблется от 1,3до 15,7 м, составляя в среднем 5,53 м.

Средняя суммарная мощность рабочих угольных пластов карьерного поля №3 составляет 5,8 м.

Строение пластов месторождения в основном простое. При сложном строении пласт состоит 2-3, реже 4 пачек угля, при этом суммарная мощность породных прослойков не превышает 1,0-1,3 м.

Объемный вес угля составляет 1,28 т/м3 при колебаниях от 1,07 до 1,56 т/м3. Объемный вес породных прослойков изменяется от 1,70до 2,20 т/м3 при среднем значении 1,85 т/м3.

Пласты угля имеют пологое, слабоволнистое залегание, приближающееся к горизонтальному. В зонах выходов углы падения достигают 11 градусов.

Крепость угля VII-VIIa, породных прослойков IV-VII по шкале проф. Протодьяконова.

Угли, по заключению Всесоюзного теплотехнического института, склонны к самовозгоранию.

2.3 Подсчет запасов проектируемого участка

Подсчет запасов осуществляется методом геологических блоков, данные расчетов сводятся в табл. 2.1

Кондиции к подсчету запасов.

- минимальная мощность угольного пласта 1,3 м;

- наибольшая зольность угля с учетом засорения - 30%;

- плотность угля 1,3 т/м3

Таблица 2.1 - Балансовые запасы полезного ископаемого

Номер блока

Средняя площадь блока, м2

Длина блока, м

Запасы, т

1

11206,50

2325

3802227,0

2

18041,40

2340

4936561,0

3

19932,15

2315

5441845,5

4

21928,20

2270

5570916,0

5

20925,00

2250

5824422,5

6

23878,25

2285

6945022,5

7

29545,00

2375

8328970,0

8

34524,00

2520

9309865,5

9

37090,35

2655

9881345,5

10

38920,00

2800

10314050,5

11

40418,85

2885

9527290,5

12

32868,00

2490

7596104,0

13

26332,80

2080

5313991,5

14

14541,75

1035

Итого балансовых запасов

92892313,0

2.4 Расчет нормативных потерь и засорения угля

С целью установления нормативных потерь произведена технико-экономическая оценка трех вариантов разработки с различными коэффициентами потерь и засорения угля.

1 вариант

Разработка угольного пласта с потерями. Потери в кровле пласта hк=0,2; 0,1 в почве hп=0,15; 0,1 м.

Коэффициент потерь угля

2 вариант

Разработка угольного пласта с разубоживанием в кровле hк=0,2; 0,1 м, в почве hп=0,15; 0,1 м.

Коэффициент засорения угля

где

- плотность угля, т/м3;

- плотность породы, т/м3;

- средняя мощность пластов, м

3 вариант

Разработка угольного пласта с потерями и разубоживанием. Величина потерь в кровле пласта равна величине разубоживания в почве пласта

Коэффициент потерь угля

Коэффициент засорения угля

Сравнение вариантов по технико-экономическим показателям представлено в табл. 2.2

Таблица 2.2

Показатели

Условное обозначение

Распределение по вариантам

1 вариант

2 вариант

3 вариант

Балансовые запасы, т

Б

92892313

92892313

92892313

Зольность балансовых запасов, %

21,6

21,6

21,6

Зольность породы, засоряющей уголь, %

70

70

70

Коэффициент потерь

П

0,048

0

0,03

Коэффициент засорения

Кз

0

0,06

0,04

Количество добытого угля, т

Д

88433482

98821609

93859941

Зольность добытого угля, %

21,6

24,5

23,5

Оптовая цена 1 т угля со средней зольностью 21,6%, руб

Ц0

200

200

200

Величина замыкающих затрат по бассейну, руб/т

Зз.б.

200

200

200

То же самое по конкретному участку с учетом зольности добытого угля, руб/т

Зз.уч.

200

182,6

188,6

Себестоимость добычи 1 т угля, руб

Сд

32,49

32,49

32,49

Величина прибыли на 1 т добытого угля, руб

Пд.у.

167,51

158,81

161,81

То же самое на 1 т погашенных балансовых запасов, руб

Пр.о.

164,2

162,56

162,45

Анализ данных таблицы 2.2 показывает, что наибольшая величина прибыли на 1 т погашенных балансовых запасов достигается при 1 варианте. Разработка пласта производится с потерями. В кровле пласта hк=0,2; 0,1 м, в почве hп=0,15; 0,1 м.

Промышленные запасы находятся из выражения:

т

где

Б - балансовые запасы полезного ископаемого, Б=92892313 т.

3. Выбор способа разработки

3.1 Обоснование границ участка

Границы Западного участка в плане определены:

на юг - границей технически годного угля;

на север - раскройкой карьерного поля - границей между Западным и первым участком;

на востоке - границей между Западным и Центральным участком

на западе - границей технически годного угля и границей между Западным и первым участками.

Глубина участка в плане определяется почвой пласта 1.

3.2 Углы откосов бортов карьера

На вскрыше:

- рабочий борт - 70 град;

- угол устойчивости уступов по коренным породам - 50 град;

- угол откоса отвала - 35 град

3.3 Режим работы участка

В соответствии с нормами технологического проектирования угольных шахт, разрезов принимается следующий режим работы:

На добычных работах - круглогодичная работа с 12 час сменами в сутки, на вскрышных работах, на вспомогательных и ремонтных работа 260 рабочих дней в году с двумя 8 час сменами в сутки, у трудящихся во всех цехах и участках пятидневная рабочая неделя

3.4 Производительность карьера

Возможная годовая производительность карьера определяется из горнотехнических условий по скорости развития горных работ в плане, экскаватора ЭШ - 25.100

Годовая производительность по пласту № 1

т/год

где

Vг.в.- скорость подвигания фронта горных работ, Vг.в.=68 м/год;

Lф- длина фронта горных работ, Lф=2335 м;

т- мощность добычного уступа, т=6,68 м;

?- плотность добываемого угля, ?=1,3 т/м3;

Ки- коэффициент извлечения, Ки=0,95.

Годовая производительность по пласту № 2

т/год

Производится сравнение полученных производительностей по техническим возможностям производительности экскаваторов.

По пласту № 1 ЭКГ-4У

Q1 = 1925614 т > =1378845 т

По пласту № 2 ЭКГ-3.2

Q2 = 910923 т > =708000 т

Суточная производительность по углю

= 6128 т; = 2476 т

Сменная производительность по углю

= 3064 т; = 1238 т

3.5 Срок отработки участка

Срок отработки определяется из графика режима горных работ и составляет 25 лет (см рис 3.1).

4. Вскрытие месторождения

4.1 Горно-геометрический анализ

Исходными данными для горно-геометрического анализа служат план изолиний мощностей вскрыши и пласта, а также топографический план поверхности.

Для выбранного направления развития горных работ отмечаем положение линий этапов, расстояние между этапами составляет 200 метров, а расстояние между пикетами 200 метров.

В углах сетки выносятся значения мощностей вскрыши и полезного ископаемого;

Строятся графики изменений мощностей вскрыши и полезного ископаемого по каждому этапу, рассчитывается среднее значение мощностей вскрыши и пласта (рис. 4.1 - 4.5);

По каждому этапу рассчитывается площади вскрыши, полезного ископаемого, переэкскавации и накопленные объемы. Результаты расчетов сводятся в табл 4.1;

Таблица 4.1

Этап

Длина этапа, м

Средняя мощность пласта угля, м

Средняя мощность вскрыши, м

Площадь, м2

п.и

вскрыша

1

2325

4,82

11,54

11206,50

26830,50

2

2340

7,71

15,00

18041,40

35100,00

3

2315

8,61

18,73

19932,15

43359,95

4

2270

9,66

22,62

21928,20

51347,40

5

2250

9,30

28,40

20925,00

63900,00

6

2285

10,45

33,89

23878,25

77438,65

7

2375

12,44

39,23

29545,00

93,171,25

8

2520

13,70

41,76

34524,00

105235,20

9

2555

13,97

43,97

37090,35

116740,35

10

2800

13,90

49,18

38920,00

137704,00

11

2885

14,01

51,24

40418,85

147827,40

12

2490

13,20

51,99

32868,00

129455,10

13

2080

12,66

53,39

26332,80

111051,20

14

1035

14,05

54,97

14541,75

56893,95

Определяются межэтапные объемы вскрыши и полезного ископаемого и заносятся в таблицу 4.2

Таблица 4.2

Этапы

Межэтапные объемы, м3

п.и.

вскрыша

1

2924790

6193000

2

3797355

7845800

3

4186035

9470700

4

4285320

11524600

5

4480325

14133800

6

5342325

17060900

7

6406900

19840600

8

7161435

22197400

9

7601035

25444400

10

7933885

28553100

11

7328685

27728200

12

5920080

24050600

13

4087455

16794400

Определяются накопленные объемы вскрыши и полезного ископаемого, и заносятся в таблицу 4.3

Таблица 4.3

Этапы

Накопленные объемы, м3

п.и.

вскрыша

1

2924790

6193000

1+2

6722145

14038800

1+2+3

10980180

23509500

1+...+4

115193500

35034100

1+...+5

19673825

49167900

1+...+6

25016150

66228800

1+...+7

31423050

86069400

1+...+8

38584485

108513800

1+...+9

45185520

130711200

1+...+10

54119405

159254300

1+...+11

61448090

186992500

1+...+12

67368170

211043100

1+...+13

71455625

227837500

Строится график накопленных объемов вскрыши и п.и. (см рис. 4.6).

Строятся технологические схемы работ машин (см рис 4.7-4.13)

Строится график зависимости коэффициента от высоты уступа (см рис 4.14). Определяются площади с учетом переэкскавации пород и заполняется таблица 4.4.

Таблица 4.4

Этапы

Площадь, м2

Этапы

Площадь, м2

1

30014,5

8

191292,6

2

48247,5

9

214359,5

3

64298,7

10

256582,4

4

80820,8

11

276582,4

5

106433,2

12

243706,2

6

134309,7

13

210387,8

7

166135,7

14

112610,3

Определяются межэтапные и накопленные объемы вскрыши с учетом переэкскавации и заносятся в таблицу 4.5

Таблица 4.5

Этапы

Межэтапные объемы вскрыши с учетом переэкскавации, м3

Накопленные объемы вскрыши с переэкскавацией, м3

1

7826200

7826200

2

11254620

19080820

3

14511950

33592770

4

18725400

52318170

5

24674290

76392460

6

30044540

106437000

7

35742830

142179000

8

40505210

182745000

9

47094190

229839000

10

53340760

283179000

11

52053140

335233000

12

45409409

380642000

13

32299810

412942000

В зависимости от годовой производительности вскрышного экскаватора строится график режима горных работ (рис 3.1) для ЭШ-25.100 и рис 4.15 для ЭШ-20.90.

Расчет капитальной траншеи № 1

Рис 4.18 Поперечное сечение капитальной траншеи № 1.

Объем капитальной траншеи № 1.

где

Н - конечная глубина траншеи, м;

iр - руководящий уклон;

b - ширина траншеи по низу, м;

? - угол откоса борта траншеи, град

Длина капитальной траншеи.

Определение времени на проходку капитальной траншеи № 1.

сут

где: Qсут - суточная производительность экскаватора ЭШ-25.100

Расчет капитальной траншеи № 2.

Рис 4.19 Поперечное сечение капитальной траншеи № 2.

Объем капитальной траншеи № 2.

Длина капитальной траншеи.

Определение времени на проходку капитальной траншеи № 2.

сут.

Расчет разрезной траншеи.

Рис 4.15 поперечное сечение разрезной траншеи при средних значениях.

Объем разрезной траншеи определяется методом вертикальных сечений. Разрезная траншея разбивается на 5 пикетов.

Определяются площади вскрыши и п.и. по пикетам и заносятся в таблицу 4.6.

Таблица 4.6

Пикеты

Площадь, м2

Вскрыша

Полезное ископаемое

Пласт №1

Пласт №2

ПК 0`

384,8

82,0

-

ПК 1`

2112,3

83,0

-

ПК 2`

958,7

123,0

277,5

ПК 3`

853,5

122,2

74,0

ПК 4`

854,5

252,0

144,0

Определяются объемы между пикетами и сводятся в таблицу 4.7

Таблица 4.7

Пикеты

Площадь, м2

Вскрыша

Полезное ископаемое

Пласт №1

Пласт №2

ПК 0` - ПК 1`

586819

38775

-

ПК 1` - ПК 2`

721709

48410

65213

ПК 2` - ПК 3`

425891

57646

82603

ПК 3` - ПК 4`

401380

87960

51230

всего по пикетам

232791

199046

всего

2135799

431837

Определение времени на проходку разрезной траншеи.

сут

Общий объем горно-строительных работ с учетом разрезной траншеи и капитальной траншей составляют:

- по вскрыше: 2690793 м3

- по добыче: 431837 м3

4.2 Экономические расчеты на горностроительные работы

Стоимость 1 м3 на проходку траншеи.

По вскрыше

где

Сэ - эксплутационные затраты за год, руб;

Qв - производительность вскрышного экскаватора, м3;

k - коэффициент, учитывающий нижнюю производительность экскаватора при проходке траншеи.

По углю

где

Qд - годовая производительность добычного экскаватора, м3

Накладные расходы.

Нормы накладных расходов принимаются в процентах от нормы затрат.

- на БВР 17,3%

- на все остальные виды работ 11,4%

Плановые накопления.

Нормы плановых накоплений составляют 8% от суммы прямых затрат и накладных расходов.

Смета затрат на проводимые горностроительные работы представлена в таблице 4.8

Таблица 4.8

Наименование работ

Объем работ, м3

стоимость 1 м3, руб

Сумма затрат, тыс.руб.

по вскрыше

капитальная траншея №1

194844

10,3

2006,89

разрезная траншея

2135799

10,3

21998,73

капитальная траншея №2

360150

10,3

3709,54

по углю

разрезная траншея

431835

17,54

7574,38

итого прямых затрат

35270,54

накладные расходы

4020,84

итого затрат с учетом накладных

39291,38

плановые накладные

3143,31

всего

42434,69

Удельные капитальные затраты.

где

Кг - сметная стоимость на горно-строительные работы

4.3 График горно-строительных работ

Наименование работ

Объем работ, м3

Время на отработку, сут

по вскрыше

капитальная траншея №1

194844

10,6

капитальная траншея №2

360150

20,0

по полезному ископаемому

разрезная траншея

2135799

116,6

разрезная по пласту №1

232791

48

разрезная по пласту №2

199046

98

График горно-строительных работ строится в зависимости от сроков проходки разрезной и капитальной траншеи (рис 4.16).

5. Вскрытие Западного участка

5.1 Выбор и обоснование способа вскрытия

На поле западного участка наибольшее распространение имеет зону пологоволнистого рельефа связанная с областью развития Юрских отложений. Переход отметок рельефа в границах поля участка сравнительно невелик и колеблется в пределах 5-40 м.

В пределах рассматриваемого поля залегают два пласта №1 и №2. Пласты угля имеют пологое слабоволнистое залегание, близкое к горизонтальному. Углы падения пластов составляют 0-3 град.

Исходя из условий залегания пластов и рельефа поверхности принимается комбинированный способ вскрытия - бестраншейный по вскрыше и транспортный по полезному ископаемому.

Руководящий уклон в капитальных траншеях при ж/д транспорте принимается 300/00 на автомобильных съездах 700/00.

Для уменьшения горностроительных работ и быстрого ввода участка в эксплуатацию предусматривается проведение траншей с минимальной мощностью покрывающих пород и минимальной длины транспортировки полезного ископаемого.

Проходка разрезной и капитальной траншеи осуществляется бестранспортным способом, экскаватором ЭШ-25.100, принятым для вскрышных работ, с юго-западной и с юго-восточной сторон соответственно

Характеристика вскрывающих выработок.

Ширина капитальной принята 35 м из расчета однопутного ж/д пути, автодороги для организации двухстороннего движения автосамосвалов для вывозки угля с пласта №2, полосы для движения бульдозера и вспомогательного оборудования и полосы для ЛЭП.

Капитальная траншея №1 расположена на восточном фланге участка, в соответствии с общей организацией работ.

Ширина разрезной траншеи принята 40 м по низу из условия размещения вскрышных пород первой эксплуатационной заходки в выработанное пространство.

Разрезная траншея располагается с южной стороны участка по границе технически годного угля вдоль выхода пласта №1 под полосы.

Длина разрезной траншеи равна 2335 м и равна длине фронта горных работ.

6. Система разработки

6.1 Выбор системы разработки

Основными факторами, влияющие на выбор системы разработки, являются горно-геологические условия месторождения, а именно угол падения пласта 0-3 град, мощность вскрышных пород до 50 м и физикомеханических свойств пород.

Основными направлениями технического развития угольной промышленности рекомендуется при проектировании принимать наиболее эффективную систему разработки, а именно, бестранспортную, за счет создания и внедрения вскрышного оборудования большей единичной мощности.

На основании вышеуказанного с учетом горно-геологических условий месторождения на Западном участке Мугунского месторождения, принимается бестранспортная система разработки с выемкой пород междупластия и внешней вскрыши по бестранспортной схеме шагающим экскаватором больших параметров с отработкой полезного ископаемого по транспортной схеме экскаваторами типа мехлопата.

Производительность при высоте уступа 25 м (рис 4.8)

Определяется среднечасовая производительность по технологической схеме, м3/ч

м3/ч

где

Vв.ч, Vн.ч, Vп.ч - объемы работ соответственно с верхним, нижним черпанием и по переэкскавации, м3;

Qвч, Qнч, Qпч - часовые производительности экскаватора при работе верхним, нижним черпанием, на переэкскавации, м3/ч.

Сменная норма выработки рассчитывается по формуле

м3/см

Производительность при высоте уступа 30 м (рис 4.9)

Определяется часовая производительность драглайна, м3/ч

м3/ч

где

Е - вместимость ковша, м3;

Ки - коэффициент использования вместимости ковша

Производительность экскаватора при работе верхним черпанием, м3/ч

м3/ч

Производительность экскаватора при работе на переэкскавации, м3/ч

м3/ч

Определяется среднечасовая производительность по технологической схеме, м3/час

м3/ч

Сменная норма выработки рассчитывается по формуле

м3/см

Производительность при высоте уступа 35 м (рис 4.9)

Определяется среднечасовая производительность по технологической схеме, м3/час

м3/ч

Сменная норма выработки рассчитывается по формуле

м3/см

6.2 Выбор комплексной механизации (специальная часть проекта)

Для выбора сравним два возможных варианта комплексной механизации.

1 вариант

2СБШ-200Н - ЭШ-20.90 - ЭКГ-3.2+БелАЗ 540 - ЭКГ-4У+ТЭМ 7+ПС-63 - МЗ-4, 3С-2М - ДЭТ-250

2 вариант

2СБШ-200Н - ЭШ-25.100 - ЭКГ-3.2+БелАЗ 540 - ЭКГ-4У+ТЭМ 7+ПС-63 - МЗ-4, 3С-2М - ДЭТ-250

Производительность 2СБШ-200Н, МЗ-4, 3С-2М и их количество определены в разделе 7.

Для добычных работ по пласту №1 принимается экскаватор ЭКГ-4У+ТЭМ7+ПС-63, по пласту №2 экскаватор ЭКГ-3.2+БелАЗ 540.

Расчеты производительности ЭКГ-4У и ЭКГ-3.2 (см раздел 6.5.1 и 6.5.2).

Производительность БелАЗ 540+ЭКГ-3.2 и ТЭМ7+ПС-63+ЭКГ-4У и их количество определены в разделе 6.8.

6.2.1 Производительность ЭШ-20.90

Производительность при высоте уступа равной 10 м (см рис 4.7)

Определяется часовая производительность драглайна, м3/ч

м3/ч

где

Е - вместимость ковша, м3;

Ки - коэффициент использования вместимости ковша;

tц - время цикла экскавации, сек

м3/ч

где

- производительность экскаватора при верхнем черпании, м3

м3/ч

где

- производительность экскаватора при работе на переэкскавации, м3/ч

Определяется среднечасовая производительность по технологической схеме, м3/час

м3/ч

Сменная норма выработки рассчитывается по формуле

м3/см

Производительность при высоте уступа 15 м, (рис 4.7)

Среднечасовая производительность по технологической схеме

м3/ч

Сменная норма выработки

м3/см

Производительность при высоте уступа 20 м, (рис 4.8)

Среднечасовая производительность по технологической схеме

м3/ч

Сменная норма выработки

м3/см

6.3 Расчет капитальных затрат по первому варианту на приобретение оборудования

Расчет капитальных затрат заносится в таблицу 6.1.

Таблица 6.1

Наименование оборудования

Количество

Оптовая цена за ед., тыс. руб

Дополнительные затраты, тыс. руб

Балансовая стоимость, тыс. руб

Общая стоимость, тыс. руб

запчасти

тара и упаковка

доставка

монтаж

2СБШ-200Н

1

570

17

17,34

5,98

42,5

653,82

653,82

ЭШ-20.90

1

22000

440

448,8

348

66,00

29836,8

29836,8

ЭКГ-3.2

1

2800

26,4

26,93

22

237,6

3118,93

3118,93

ЭКГ-4У

1

3800

32,6

33,9

31

289,4

4186,9

4186,9

БелАЗ 540

4

390

5,6

5,7

4,2

8,4

413,9

1655,6

ТЭМ-7

2

2400

27,6

28,15

14

-

2469,75

4939,5

ПС-63

21

85

0,54

0,55

4,4

-

90,44

1900,29

ДЭТ-250

2

1100

24,2

24,68

5,9

-

1154,78

2309,56

3С-2М

1

250

3

3,04

1,34

15

272,38

272,38

М3-4

2

800

6

6,06

3,68

20

835,74

1671,48

итого

50545,26

неучтенные материалы

5054,53

всего

55599,79

6.2 Расчет эксплуатационных затрат

Расчет затрат на электроэнергию проводится аналогично как в разделе 6.7, составляют 1872,17 тыс. руб.

Расчет амортизации основных фондов аналогичен как в разделе 6.7. Годовая сумма амортизационных отчислений равна 3591,05 тыс. руб.

Расчет затрат на заработную плату рассчитывается как в разделе 5.7.

Годовая сумма на заработную плату составляет 39087,8 тыс. руб.

Годовые затраты на вспомогательные материалы рассчитываются аналогично разделу 5.7 и они составляют 20687,81 тыс. руб.

Эксплутационные затраты сведены в таблицу 6.2

Таблица 6.2

Электроэнергия, тыс. руб

Амортизация, тыс. руб

Зарплата, тыс. руб

Материалы, тыс. руб

Сумма затрат, тыс. руб

1872,17

3591,05

39087,8

37140,9

81691,92

6.3 Технические расчеты вскрышного оборудования по второму варианту

6.3.1 Производительность ЭШ-25.100

Производительность при высоте уступа 10 м (рис 4.10)

Определяется часовая производительность драглайна, м3/ч

м3/ч

где

Е - вместимость ковша, м3;

Ки - коэффициент использования вместимости ковша

Производительность экскаватора при работе верхним черпанием, м3/ч

м3/ч

Производительность экскаватора при работе на переэкскавации, м3/ч

м3/ч

Определяется среднечасовая производительность по технологической схеме, м3/час

м3/ч

Сменная норма выработки рассчитывается по формуле

м3/см

Производительность при высоте уступа 15 м (рис 4.10)

Среднечасовая производительность по технологической схеме

м3/ч

Сменная норма выработки

м3/см

Производительность при высоте уступа 20 м (рис 4.11)

Среднечасовая производительность по технологической схеме

м3/ч

Сменная норма выработки

м3/см

Производительность при высоте уступа 25 м (рис 4.11)

Среднечасовая производительность по технологической схеме

м3/ч

Сменная норма выработки

м3/см

Производительность при высоте уступа 30 м (рис 4.12)

Определяется часовая производительность драглайна, м3/ч

м3/ч

Производительность экскаватора при работе верхним черпанием, м3/ч

м3/ч

Производительность экскаватора при работе на переэкскавации, м3/ч

м3/ч

Определяется среднечасовая производительность по технологической схеме, м3/час

м3/ч

Сменная норма выработки рассчитывается по формуле

м3/см

Производительность при высоте уступа 35 м (рис 4.12)

Определяется среднечасовая производительность по технологической схеме, м3/час

м3/ч

Сменная норма выработки рассчитывается по формуле

м3/см

Производительность при высоте уступа 40 м (рис 4.13)

Определяется среднечасовая производительность по технологической схеме, м3/час

м3/ч

Сменная норма выработки рассчитывается по формуле

м3/см

Среднесменная производительность экскаватора ЭШ-25.100 составляет 11450 м3/см.

6.3.2 Расчет годовой производительности экскаватора ЭШ-25.100

м3/год;

дн

Среднегодовая производительность экскаватора ЭШ-25.100

Межремонтный цикл экскавации.

где

- наработка на капитальный ремонт

Время простоя экскаватора в ППР.

Плановый фонд рабочего времени

Годовая производительность

м3/год

6.4 Расчеты капитальных затрат на приобретение по второму варианту

Расчет капитальных затрат приведен в таблице 6.3.

Таблица 6.3

Наименование оборудования

Количество

Оптовая цена за ед., тыс. руб

Дополнительные затраты, тыс. руб

Балансовая стоимость, тыс. руб

Общая стоимость, тыс. руб

запчасти

тара и упаковка

доставка

монтаж

2СБШ-200Н

1

570

17

17,34

5,98

42,5

653,82

653,82

ЭШ-25.100

1

39000

819

835,38

560

1228,5

53449,38

53449,38

ЭКГ-3.2

1

2800

26,4

26,93

22

237,6

3118,93

3118,93

ЭКГ-4У

1

3800

32,6

33,9

31

289,4

4186,9

4186,9

БелАЗ 540

4

390

5,6

5,7

4,2

8,4

413,9

1655,6

ТЭМ-7

2

2400

27,6

28,15

14

-

2469,75

4939,5

ПС-63

21

85

0,54

0,55

4,4

-

90,44

1900,29

ДЭТ-250

2

1100

24,2

24,68

5,9

-

1154,78

2309,56

3С-2М

1

250

3

3,04

1,34

15

272,38

272,38

М3-4

2

800

6

6,06

3,68

20

835,74

1671,48

итого

74157,84

неучтенные материалы

7415,78

всего

81573,62

6.5 Расчет эксплуатационных затрат

Расчет затрат на электроэнергию сведен в таблицу 6.4

Таблица 6.4

Наименование оборудования

Кол-во

Установленная мощность, кВт

Коэффициент использования мощности

Заявленная мощность, кВт

Смета по основной ставке, тыс. руб

Коэффициент учета потерь электроэнергии

Годовой фонд времени работы, час

Годовой расход электроэнергии, кВтч

Плата по дополнительной ставке

Затраты на электроэнергию, тыс. руб

2СБШ-200Н

1

350

0,55

192,5

68,84

0,65

7152

1627080

81,35

150,19

ЭШ-25.100

1

5000

0,55

2760

983,4

0,5

6024

16060000

753

1736,4

ЭКГ-3.2

1

400

0,6

240

85,82

0,5

7392

1478400

13,92

159,74

ЭКГ-4У

1

580

0,65

377

134,81

0,5

7344

2629760

108,49

241,3

всего

2284,63

неучтенная электроэнергия

228,76

всего

2516,39

Расчет амортизации основных фондов приведен в таблице 6.5.

Таблица 6.5

Наименование оборудования

Кол-во

Балансовая стоимость, тыс. руб

Норма амортизации, %

Годовая сумма амортизационных отчислений, тыс. руб

ЭКГ-3.2

1

3118,93

9,25

296,3

ЭКГ-4У

1

4186,9

8,71

364,68

ЭШ-25.100

1

53449,38

6,84

3655,94

2СБШ-200Н

1

653,82

20

130,76

ДЭТ-250

2

1154,78

13

300,24

БелАЗ-540

4

413,9

0,37

6,13

ТЭМ-7

2

2469,75

6,6

326

ПС-63

21

90,49

3,5

66,51

3С-2М

1

272,38

0,4

1,09

М3-4

2

835,74

3,5

58,5

всего

5206,15

Расчет затрат на заработную плату сведен в таблицу 6.6.

Таблица 6.6 Затраты на заработную плату.

Профессия рабочего

Разряд

Тариф, руб час

штат

Кол-во смен в году

Годовой фонд заработной платы, руб

явочный

списочный

ЭКГ-3.2

машинист

6

433

4

5

180

389700

помощник машиниста

5

374

4

5

180

336600

итого

726300

неучтенная з/п 3%

21789

прямая з/п

748089

премия 40% от прямой з/п

299235,6

ночные 20% от прямой з/п

149617,8

основная з/п

1196942,4

с учетом районного коэффициента 1,2

1436330,88

дополнительная з/п 12%

172359,7056

отчисления в фонда 39%

560169,0432

всего

4584533,429

ЭКГ-4У

машинист

6

433

4

5

180

389700

помощник машиниста

5

374

4

5

180

336600

итого

726300

неучтенная з/п 3%

21789

прямая з/п

748089

премия 40% от прямой з/п

299235,6

ночные 20% от прямой з/п

149617,8

основная з/п

1196942,4

с учетом районного коэффициента 1,2

1436330,88

дополнительная з/п 12%

172359,7056

отчисления в фонда 39%

560169,0432

всего

4584533,429

ЭШ-25.100

машинист

в/с

548

4

5

180

493200

помощник машиниста

6

433

4

5

180

389700

помощник машиниста

6

433

4

5

180

389700

электрослесарь

5

374

4

5

180

336600

итого

1609200

неучтенная з/п 3%

48276

прямая з/п

1657476

премия 40% от прямой з/п

662990,4

ночные 20% от прямой з/п

331495,2

основная з/п

2651961,6

с учетом районного коэффициента 1,2

3182353,92

дополнительная з/п 12%

381882,4704

отчисления в фонда 39%

1241118,029

всего

10157553,62

2СБШ-200Н

машинист

5

374

4

5

180

336600

помощник машиниста

4

312

4

5

180

280800

итого

617400

неучтенная з/п 3%

18522

прямая з/п

635922

премия 40% от прямой з/п

254368,8

ночные 20% от прямой з/п

127184,4

основная з/п

1017475,2

с учетом районного коэффициента 1,2

1220970,24

дополнительная з/п 12%

146516,4288

отчисления в фонда 39%

476178,3936

всего

3897137,462

ДЭТ-250

бульдозерист

-

318

2

3

180

171720

итого

171720

неучтенная з/п 3%

5151,6

прямая з/п

176871,6

премия 40% от прямой з/п

70748,64

ночные 20% от прямой з/п

35374,32

основная з/п

282994,56

с учетом районного коэффициента 1,2

339593,472

дополнительная з/п 12%

40751,21664

отчисления в фонда 39%

132441,4541

всего

1083926,863

всего по всем бульдозерам

2167853,725

ТЭМ-7

машинист

6

433

3

4

210

363720

помощник машиниста

5

374

3

4

210

314160

итого

677880

неучтенная з/п 3%

20336,4

прямая з/п

698216,4

премия 40% от прямой з/п

279286,56

ночные 20% от прямой з/п

139643,28

основная з/п

1117146,24

с учетом районного коэффициента 1,2

1340575,488

дополнительная з/п 12%

160869,0586

отчисления в фонда 39%

522824,4403

всего

4278897,867

всего по всем ТЭМ-7

8557795,734

БелАЗ-540

шофер

-

411

3

4

210

345240

итого

345240

неучтенная з/п 3%

10357,2

прямая з/п

355597,2

премия 40% от прямой з/п

142238,88

ночные 20% от прямой з/п

71119,44

основная з/п

568955,52

с учетом районного коэффициента 1,2

682746,624

дополнительная з/п 12%

81929,59488

отчисления в фонда 39%

266271,1834

всего

2179215,642

всего по всем БелАЗам

8716862,569

3С-2М

шофер

-

411

2

3

180

258930

итого

258930

неучтенная з/п 3%

7767,9

прямая з/п

266697,9

премия 40% от прямой з/п

106679,16

ночные 20% от прямой з/п

53339,58

основная з/п

426716,64

с учетом районного коэффициента 1,2

512059,968

дополнительная з/п 12%

61447,19616

отчисления в фонда 39%

199703,3875

всего

1634411,732

М3-4

шофер

-

411

2

3

180

258930

итого

258930

неучтенная з/п 3%

7767,9

прямая з/п

266697,9

премия 40% от прямой з/п

106679,16

ночные 20% от прямой з/п

53339,58

основная з/п

426716,64

с учетом районного коэффициента 1,2

512059,968

дополнительная з/п 12%

61447,19616

отчисления в фонда 39%

199703,3875

всего

1634411,732

всего по всем М3-4

3268823,463

всего по всем машинам

39087834,27

Расчеты затрат на вспомогательные материалы сведены в таблицу 6.7.

Таблица 6.7 Затраты на вспомогательные материалы

Наименование материала

Единица измерения

Удельные нормы расхода на 1000 м3

Цена за единицу, руб

Сумма затрат, тыс.руб

2СБШ-200Н

съемное долото

шт

0,08

5000

2720

канат стальной

м

0,8

50

272

кабель электр.

м

0,2

20

272

обтирочные материалы

1,17

7

55,7

всего

3319,7

неучтенные материалы

331,9

всего

3651,6

ВВ

граммонит 79/21

т

0,5

1000

2681

ДШ

п.м.

0,1

285

193,8

всего

2811,8

неучтенные материалы

281,18

всего

3092,98

ЭКГ-3.2

запчасти

-

20

136

зубья

шт

0,06

800

326,4

вспом. материалы

-

20

136

ГСМ

-

30

204

стальной канат

м

0,8

50

326,4

кабель электрический

м

0,2

20

43,5

всего

1172,3

неучтенные материалы

117,23

всего

1289,53

ЭШ-25.100

запчасти

-

20

136

зубья

шт

0,067

800

364,5

вспомогательные материалы

-

20

136

канат подъемный

м

0,37

41,6

104,7

канат напорный

м

0,36

70

171,4

ГСМ

-

30

204

кабель

м

0,2

20

43,5

всего

1160,1

неучтенные материалы

116,01

всего

1276,11

ЭКГ-4У

запчасти

-

20

136

зубья

шт

0,06

800

326,4

вспом. материалы

-

20

136

ГСМ

-

30

204

стальной канат

м

0,8

50

326,4

кабель электрический

м

0,2

20

43,5

всего

1172,3

неучтенные материалы

117,23

всего

1289,53

ДЭТ-250

топливо

л

170

20

7284,0

всего

7284,0

неучтенные материалы

728,4

всего

8012,4

БелАЗ-540

топливо

л

160

20

250

шины

комплект

0,03

60000

3600

всего

3850

неучтенные материалы

385,0

всего

4235

ТЭМ-7

топливо

л

200

20

5000

смазочные материалы

-

27

918

всего

5918

неучтенные материалы

591,8

всего

6509,8

ПС-63

смазочные материалы

-

1,5

40,8

всего

40,8

неучтенные материалы

4,08

всего

44,8

3С-2М

топливо

л

160

20

250

шины

комплект

0,03

40000

3200

запчасти

-

20

136

всего

3586

неучтенные материалы

358,6

всего

3944,6

МЗ-4

топливо

л

160

20

250

шины

комплект

0,03

40000

3200

всего

3450

неучтенные материалы

345,0

всего

3795,0

всего по всем машинам

37140,9

Эксплутационные затраты приведены в таблице 6.8.

Таблица 6.8 Эксплутационные затраты.

Электроэнергия, тыс. руб

Амортизация, тыс. руб

Зарплата, тыс. руб

Материалы, тыс. руб

Сумма затрат, тыс. руб

2516,39

5206,15

39087,8

37140,9

83951,24

Приведенные затраты по двум вариантам

З=С+Е·К, руб

где

С - эксплутационные затраты;

К - капитальные затраты;

Е - коэффициент экономической эффективности

З1=81691,92+0,15·55599,79=90031,9 тыс. руб

З2=83951,24+0,15·81573,62=96187,2 тыс. руб

Удельные приведенные затраты по двум вариантам Зуд=Зi/Ап.и., руб/т

Зуд1=90031,9 /1565134=57 руб/т

Зуд2=96187,2/2086845=46 руб/т

Анализ по двум вариантам.

Удельные затраты для второго варианта меньше на 11 руб чем для первого.

Производительность участка по углю для 1-го варианта меньше, чем для 2-го на 25%.

Производительность участка по вскрыше для 1-го варианта меньше на 188000 м3/год.

Срок отработки для 2-го варианта меньше на 5 лет чем для 1-го.

Исходя из приведенных выше факторов принимается 2-ой вариант.

6.6 Добычные работы

На добычных работах для отработки пласта №1 принимается ЭКГ-4У с погрузкой в локомотивосоставы. Для отработки пласта №2 ЭКГ-3.2 с погрузкой в автосамосвалы.

Применение этих экскаваторов обосновано тем, что мощность пластов небольшая и средняя скорость подвигания фронта горных работ на вскрыше невелика, поэтому более мощные экскаваторы будут иметь большее время простоя, что приведет к подорожанию продукции.

Определение производительности ЭКГ-3.2+БелАЗ-540

где

Тт.п. - время технологичеких перерывов из-за неравномерности подачи автосамосвалов под погрузку, мин;

Ту.п. - время установки автосамосвала под погрузку, мин;

Кп - коэффициент, учитывающий подчистку путей подъезда в забое бульдозером;

Кв - поправочный коэффициент на высоту уступа;

Vа - объем породы в кузове автосамосвала;

Тп.а. - время погрузки одного автосамосвала:

где

tц - оперативное время цикла экскавации;

Е - вместимость ковша экскаватора;

Ки - коэффициент использования ковша экскаватора.

Годовая производительность

где

n - количество смен в сутки;

Тгод - годовой фонд времени;

Тгод=365-Тпр-Тпл-Тппр-Ттехн=365-9-10-38-10=298 дн

где

Тпр - праздничные дни;

Ткл - простои по климатическим условиям;

Ттехн - технологические простои;

Тппр - планово предупредительные ремонты;

где

tм.р - продолжительность месячного ремонта;

tтек - продолжительность текущего ремонта;

tср - продолжительность среднего ремонта;

tкал - продолжительность капитального ремонта;

tц - период межремонтного цикла

где

Qк.р. - наработка на капитальный ремонт

Производительность ЭКГ-4У+ТЭМ-7+ПС-63

Сменная производительность

где

Vc - вместимость состава;

Тобм - время обмена составов;

Тпог - время погрузки состава

Годовая производительность

Тгод=365-Тпр-Тпл-Тппр-Ттехн=365-9-10-119=217 дн

6.7 Вскрышные работы

Согласно выполненным расчетам, средняя мощность вскрыши составляет 20,3 м. Ширина заходки для ЭШ-25.100 - 40 м. Средняя длина вскрышного уступа равна 2335 м. Западный блок разделен на два блока по 1167,5 м. Средняя скорость подвигания фронта горных работ на вскрыше.

Средняя скорость подвигания вскрышного забоя.

Высота добычных уступов переменная, по пласту № 1 от 2 до 12 м, средняя 6,68 м; по пласту № 2 от 2 до 5, средняя 3,43 м.

Ширина заходки для экскаватора ЭКГ-3.2

Для добычного экскаватора ЭКГ-4У ширина заходки:

Величина подготовки запасов.

6.9 Организация вскрышных и добычных работ

Фронт горных работ разбит на два блока по 1168 м, это необходимо для независимой работы вскрышного и добычного оборудования по выемке пласта № 2 и пласта № 1.

На выемке пород вскрыши и междупластия принят экскаватор ЭШ-25.100.

На выемке пласта № 1 экскаватор ЭКГ-3.2 с погрузкой в автосамосвалы (см рис 6.1).

На выемке пласта № 1 ЭКГ-4У с погрузкой в ж/д транспорт (см рис 6.2).

Вскрышной экскаватор начинает отработку блока из центра участка, проходя заходку шириной 40 м, за ним на расстоянии двух максимальных радиусов идет выемка пласта № 2 экскаватором ЭКГ-3.2 с погрузкой в автосамосвалы.

После отработки первого блока вскрышной экскаватор возвращается холостым ходом в цент участка и начинает отработку вскрыши во втором блоке.

После того, как добычной экскаватор ЭКГ-3.2 отработает пласт № 2 в первом блоке, переходит холостым ходом в центр участка, если расстояние между экскаваторами не менее допустимого, экскаватор начинает отработку пласта № 2 во втором блоке.

После отработки вскрыши во втором блоке экскаватор переходит в центр участка и начинает отрабатывать междупластие в первом блоке, за ним на безопасном расстоянии начинает отработку пласта № 1 экскаватор ЭКГ-4У с погрузкой в ж/д транспорт.

После отработки междупластия в первом блоке вскрышной экскаватор переходит холостым ходом в центр участка и начинает отработку междупластия во втором блоке.

После отработки пласта № 2 в первом блоке экскаватор ЭКГ-4У переходит в центр участка, затем начинает отработку пласта № 2 во втором блоке.

Переукладка ж/д путей производится после отработки пласта № 2 и отрабатывается вскрыша, междупластие, пласт № 2 и пласт № 2 в том же порядке.

Рис 6.2 Технологическая схема работы экскаватора ЭКГ-4У по пласту №1

7. Буровзрывные работы

7.1 Оптимальное качество дробления и выбор вида взрывания

Как было выше сказано, вскрышные породы на участке состоят из песчаников и алевролитов. По шкале Протодьяконова их относят к III-VII категории, с коэффициентом крепости от 2 до 8. Породы требуют рыхление буровзрывным способом.

Буровзрывные работы рассчитаны на средние условия для экскаватора ЭШ-25.100.

В зависимости от блочности взрываемого массива и вместимости ковша выемочного экскаватора определяется размер средней отдельности массива, оптимальные значения среднего куска породы и степень дробления после взрыва. В результате сравнения оптимального размера среднего куска (dср) с размером средней отдельности массива (dм) принимается вид взрывания: если dм>1,8 dср - на дробление и dм< 1,8 dср- на рыхление естественных отдельностей массива пород.

м

где Кэ - коэффициент, зависящий от вида экскаватора, для экскаватора типа драглайн

,

Е - вместимость ковша, Е=25 м3;

dм - толщина единичной отдельности, м

В мелко слоистых осадочных породах толщина единичной отдельности по многочисленным наблюдениям чаще всего равна мощности слоя.

,

где mср- средневзвешенная мощность слоев пород, м;

n1- относительный размер длинной стороны отдельности по средней численной характеристике. Если численная характеристика кусков породы неизвестна, то можно ориентировочно принять n1=3.

В результате сравнения оптимального размера среднего куска (dср) с размером отдельности массива (dм) принимаем вид взрывания на дробление.

Потребная степень дробления

7.2 Буровое оборудование

Существенное влияние на выбор диаметра скважин и типа бурового станка оказывает мощность карьера. Чем больше годовые объемы отбитой взрывом горной массы, тем требуется более мощные буровые станки с увеличением диаметра скважин.

Ориентировочно потребный диаметр скважин можно определить по формуле:

мм,

где

V- годовой объем горной массы, отбиваемой взрывом, V =3,780 млн. м3.

В породах с коэффициентом крепости более 6 следует принимать станки вращательного бурения с шарошечным долотом.

В проекте принимается буровой станок 2СБШ-200Н с диаметром долота 214 мм.

Сменный норматив времени на бурение скважин i-го слоя (м) рассчитываем по формуле:

,

где

Тсм - продолжительность смены, Тсм=480 мин;

Тпз - продолжительность подготовительно- заключительных операций при бурении по i-му слою, Тпз=10 мин;

Тлн- продолжительность перерывов на личные надобности, Тлн= 10мин

tо - время на выполнение основных операций, приходящихся на 1 м скважины по i-му слою;

tв - время на выполнение вспомогательных операций, приходящихся на 1 м скважины по i-му слою.

Значение общей поправки к расчетной норме выработки устанавливается формулой:

,

где К1 - коэффициент, обводненных и наклонных скважин, К1=0,95;

К2- коэффициент бурение скважин одним бурильщиком, К2=0,94;

К3- коэффициент учитывающий ведение взрывных работах в течение смены, К3=0,97;

К4- коэффициент продолжительности смены, отличающейся от 8-ми часовой, К4=1,5;

К5- коэффициент на ведение работ в зимних условиях. Определяется как усредненные поправочные коэффициенты по температурной зоне 3.

Величина нормы выработки с учетом поправки на отклонение условий бурения от нормативных устанавливается формулой:

Готовая норма выработки (производительности) бурового станка рассчитывается по формуле:

м,

где псм - количество смен работы, псм=2 см;

Тгод - годовой фонд времени работы, сут

Среднемесячная производительность бурстанка, м

Количество месяцев работы оборудования в ремонтном цикле, мес.

Суммарная продолжительность простоя оборудования в ремонтном цикле, сут.

Общая продолжительность ремонтного цикла, год

Средняя продолжительность ремонтов в течение года, сут.

Потребное количество буровых станков

где Крез- коэффициент резерва, Крез=1,1?1,2;

Vгод- годовой объем горной массы, Vгод=3780000 м3;

q1 - выход породы с одного метра скважины, q1= 69,7 м3

7.3 Выбор метода взрывных работ, типа ВВ и СИ

При массовой отбойке горной массы на открытых разработках применяется метод взрывания скважинными зарядами.

При взрывании обводненных пород возникает опасность полного или частичного растворения заряда, что может вызвать отказ или недостаточное дробление. Чтобы этого избежать, возможны следующие варианты:

- выполнять заряды полностью из водоустойчивого ВВ;

- принимать комбинированные заряды: в воду водоустойчивые ВВ, над водой - неводоустойчивые;

- выполнять заряды из неводостойкого ВВ в пластиковых рукавах;

- выполнять полностью из неводостойкого ВВ

Для данного примера выбирается второй вариант - комбинированные заряды, он обеспечивает высокую надежность взрыва, частично снижает затраты, но существенно усложняет технологию и организацию заряжания.

На основе данных выбирается в нижней части граммонит 30/70, а в верхней - граммонит 79/21.

Наиболее безопасный и простой в практике способ инициирования - бескапсюльный., В качестве средств инициирования применяются тротиловые шашки Т-400, детонирующим шнуром ДШ.

7.4 Параметры сетки скважин

Параметры сетки скважин определены по методике В.Т.Сорокина.

С учетом требуемой оптимальной степени дробления определяются размеры линии сопротивления по подошве уступа- W, расстояние между рядами-b и между скважинами в ряду- а. полученные значения округляются до 0,1 м.

м

где к - коэффициент условий отбойки, зависящий от блочности массива, текстуры, крепости и плотности пород, относительной мощности ВВ и конструкции зарядов.

Величину коэффициента условий отбойки при проектировании взрывов на строящемся карьере можно ориентировочно определить по выражению

Страница:


Подобные документы

  • Разработка Лебединского горнорудного месторождения

    Характеристика Лебединского горно-обогатительного комбината. Геологическое строение месторождения. Расчет параметров карьера. Вскрытие месторождения. Выбор и расчет оборудования на вскрыше и добыче; системы разработки и ее элементов, буровзрывных работ.

    курсовая работа [1,1 M], добавлен 22.12.2011

  • Проект горных и маркшейдерских работ применительно к условиям месторождения песка "Приволжское"

    Геолого-промышленная характеристика месторождения. Горнотехнические условия разработки месторождения. Технологические потери и проектные промышленные запасы. Технология ведения добычных работ. Классификация разубоживания при разработке месторождения.

    дипломная работа [2,0 M], добавлен 11.05.2015

  • Разработка месторождения кварцевого порфира

    Горно-геологическая характеристика Митрофановского месторождения кварцевого порфира. Горнотехнические условия эксплуатации месторождения. Вскрытие карьерного поля. Системы открытой разработки месторождений. Проведение буровзрывных работ на месторождении.

    курсовая работа [2,4 M], добавлен 19.12.2010

  • Выбор технологии разрабатываемого шахтного поля

    Определение способа отработки, балансовых запасов месторождения, типа и количества оборудования на основных производственных процессах, параметров буровзрывных работ. Расчет объема горно-капитальных работ. Анализ способа разработки месторождения.

    курсовая работа [291,5 K], добавлен 17.08.2014

  • Разработки золоторудного месторождения "Новое", Куранахского рудного поля

    Общие сведения о районе месторождения, горно-геометрические расчеты. Вскрытие месторождения, система его разработки. Подготовка горной массы к выемке. Транспорт горной массы. Вспомогательные работы: осушение и водоотлив, ремонт, электроснабжение.

    дипломная работа [537,8 K], добавлен 23.07.2012

  • Вскрытие и подготовка месторождения подземным способом

    Краткая геологическая характеристика месторождения. Выбор метода вскрытия и подготовки шахтного поля. Расчет годовой производственной мощности рудника и срока его существования. Анализ эксплуатационных и капитальных затрат на вскрытие месторождения.

    курсовая работа [60,9 K], добавлен 03.07.2012

  • Проектирование работы карьера

    Подсчет запасов месторождения, определение контура карьера, выбор и обоснование способа разработки, системы и схемы вскрытия. Расчет карьерного транспорта; мероприятия по охране труда. Выбор вскрышного экскаватора, разработка графика горных работ.

    дипломная работа [502,8 K], добавлен 14.02.2015

  • Выбор и обоснование способа вскрытия шахтного поля и системы подземной разработки рудного месторождения

    Краткая горно-геологическая и горнотехническая характеристика месторождения. Расчет параметров подземного рудника, его годовая производительность. Выбор и обоснование схемы вскрытия шахтного поля, способа его подготовки, разработки месторождения.

    курсовая работа [31,8 K], добавлен 05.02.2014

  • Составление сетевого графика на вскрытие и подготовку участка Восточный в этаже -280 -350м в условиях Таштагольского филиала ОАО "Евразруда"

    Горно-геологические условия месторождения. Система разработки, выбор и обоснование способа вскрытия и схемы подготовки. Определение продолжительности вскрытия и подготовки горизонта -350м восточного участка Таштагольского филиала ОАО "Евразруда".

    курсовая работа [42,7 K], добавлен 29.06.2012

  • Геологическая характеристика месторождения участка "Тешский"

    Характеристика полезного ископаемого участка "Тешский" в районе Кузбасса. Система разработки месторождения и вскрытие рабочих горизонтов. Подготовка горных пород к выемке. Общая характеристика буровзрывных и отвальных работ. Перемещение карьерных грузов.

    курсовая работа [2,0 M], добавлен 10.12.2013

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.

© 2000 — 2023, ООО «Олбест» Все права защищены