где: Вр - ширина развала взорванных пород;

Bmin - ширинаmin площадки для разворота автомобиля;

П - полоса для размещения дополнительного оборудования;

Вп.б. - ширина призмы безопасности;

А - ширина заходки экскаватора

Ширина рабочей площадки при железнодорожном транспорте для рыхлых пород определяется по формуле:

Шр.п. = А + С1 + Т + С2 +Пэ. + П + S, м,

где : А - ширина заходки экскаватора, м;

С1 - расстояние от оси пути до нижней бровки развала;

Т - ширина транспортной полосы;

С2 - расстояние от оси пути до полосы контактной сети;

Пэ. - ширина для размещения устройств электроснабжения;

П - ширина для размещения дополнительного оборудования;

S = 3 м - берма безопасности.

Фактическая ширина рабочей площадки может отличаться от расчетной, при ее увеличении создаются благоприятные условия для работы горного и транспортного оборудования.

Минимальная ширина рабочей площадки - 30 м.

Длина фронта работ при железнодорожном транспорте складывается из протяженности фронтов отдельных уступов и должна быть достаточной для обеспечения установленной производственной мощности карьера по полезному ископаемому и горной массе, а также для подготовки новых горизонтов. Обычно стремятся иметь на один транспортный выход один экскаватор на горизонте. При большой протяженности фронта работ на уступе (2 - 3 км и более) целесообразно на нем применять несколько экскаваторов. В таких случаях фронт работ уступа делят на экскаваторные блоки. Обычно минимальная длина блоков при железнодорожном транспорте составляет 300 ч 500 м при разработке скальных пород и 200 ч 400 м при выемке легких пород.

Фронт работ карьера по длине подразделяют на активный и пассивный. К активному относят фронт работ, на котором есть готовые к выемке запасы горной массы, к пассивному - находящиеся в консервации уступы с временно нерабочими площадками, на которых расположены склады, съезды и пр. (табл. 2.2).

Протяженность фронта работ по «Нормам технологического проектирования горнодобывающих предприятий горной металлургии с открытым способом разработки» и «Нормам технологического проектирования горнорудных предприятий цветной металлургии с открытым способом разработки приведена в табл. 2.2.

Таблица 2.2

Минимальная длина (м) активного фронта работ на один экскаватор

Вместимость ковша экскаватора - мехлопаты, (м3)	Железнодорожный транспорт	Автомобильный транспорт
1	2	3
4,6; 5,0	1000	500
6,3; 8,0	1200	600
1	2	3
10; 12,5	1400	700

Рекомендуемая длина фронта работ при погрузке одноковшовыми экскаваторами в железнодорожный транспорт приведена в табл. 2.3.

Таблица 2.3

Рекомендуемая длина (м) фронта работ

Условия эксплуатации	Первый этап	Последующие этапы
Наклонные и крутые залежи
Глубина карьера, м
100 - 150	1,2 - 2,2	1,2 - 2,2
150 - 250	1,2 - 2,2	2,5 - 3,0
250 - 300 и более	1,2 - 2,2	3,0 - 4,5
Пологие и горизонтальные залежи
Всего экскаваторов на уступе
1	2,5 - 3,0	3,0 - 4,0
2	2,5 - 3,5	3,5 - 5,0

Расчет параметров элементов системы разработки при использовании автомобильного транспорта схож с расчетом аналогичных параметров при применении железнодорожного транспорта, однако, имеет и определенные особенности. Высокая маневренность автосамосвалов, менее жесткие требования к размещению транспортных коммуникаций на рабочих площадках и другие особенности технологии горных работ при автомобильном транспорте приводят к изменению некоторых параметров элементов системы разработки.

Высоту уступов при разработке рыхлых пород принимаем равной 13 м, что не превышает максимальной высоты черпания экскаваторов ЭКГ-8И.

Высоту уступов при разработке рыхлых и скальных пород принимаем равной 15 м, что не превышает максимальной высоты черпания экскаваторов ЭКГ-10, ЭКГ-8УС.

Ширина основания призмы обрушения уступа в зависимости от физико-механических свойств породы и высоты уступа будет равна:

В Ну* (ctqуст - ctq ), м.;

где: уст = 65 - угол устойчивого откоса нерабочего борта;

= 75є - угол откоса рабочего уступа;

Н = 15 м - высота уступа.

Br = 15 * (0,47 - 0,27) = 3 м.

Ширина экскаваторной заходки зависит от крепости пород и оказывает существенное влияние на объём путевых работ и производительность экскаватора.

При разработке скальных пород с погрузкой в автосамосвалы ширина заходки составит:

А = (1,5 ± 1,7) * Rч.у., м.

где: Rч.у. = 12,2 м - радиус черпания экскаватора на горизонте установки ;

А = 1,5 * 12,6 = 18,9 м

При разработке скальных пород с погрузкой в железнодорожный транспорт ширина заходки составит:

- для ЭКГ - 8И: А = 1,7 * 12,2 = 20,8 м.

- для ЭКГ - 10: А = 1,7 * 12,6 = 21,4 м.

Ширина рабочей площадки для рыхлой вскрыши:

Шр.п.. = А + С1 + С2 +Пэ + П + S , м,

где: А = 20,8м. - ширина заходки экскаватора;

С1 = 2,5 м - расстояние от оси пути до нижней бровки развала;

С2 = 5,1 м - расстояние от оси пути до полосы контактной сети;

Пэ = 5 м - ширина для размещения устройств электроснабжения;

П = 5 м - ширина для размещения дополнительного оборудования;

S = 3 м - берма безопасности.

Рис. 2.2. Схема к расчету ширины рабочей площадки при железнодорожном транспорте

Шр.п. = 20,8 + 5,5 + 5,1 + 5 + 5 +3 = 44,4 м.

Ширина рабочей площадки при использовании автотранспорта в скальных породах определяется:

Шр.п. = Вр + (В min - А) + П + Вп.б. + Аб + S, м

где: Вр = 45 м - ширина развала взорванных пород;

П = 6 м - полоса для размещения дополнительного оборудования;

Вп.б. = 1 м - ширина призмы безопасности;

Аб = 21,4 м - ширина буровой заходки;

А = 18,9 м. - ширина заходки экскаватора ;

Принимаем подъезд автомобиля к экскаватору для погрузки с тупиковым разворотом.

Минимальная ширина площадки для разворота автомобиля:

Вmin = Ra + 0,5 * Ва. + la + 2 z, м

где: Rа. = 13 м. - минимальный радиус разворота автосамосвала (БелАЗ - 7519);

Ва.= 6 м. - ширина кузова автомобиля (БелАЗ - 7519);

La = 11м. - длина автосамосвала (БелАЗ - 7519);

z = 1 ч 2 м - минимальный зазор между автосамосвалом и нижней бровкой уступа

Вmin = 13 + 0,5 • 6 + 11 + 2 • 1,5 = 30 м.



Рис. 2.3. Схема к расчету ширины рабочей площадки при автомобильном транспорте.

Шр.п. = 45 + (30 - 18,9) + 6 + 1 + 21,4 + 3 = 87,5 м.

Наиболее рациональна выемка пород в торцовом забое при сквозной заходке. В этом случае обеспечивается наибольшая производительность экскаватора, так как средний угол его поворота часто не превышает 900, наиболее удобна подача транспортных сосудов под погрузку, минимальны простои из-за наращивания и перемещения транспортных коммуникаций. При выемке продольным забоем угол поворота экскаватора возрастает до 110 - 1400. Кроме того, необходимы частые передвижки его из-за малой ширины забоя. Все это существенно влияет на снижение производительности экскаватора. Поэтому продольный забой применяют только при отработке разнородных заходок мехлопатами в комплексе с автотранспортом.

Отличительные особенности выемки рыхлых (мягких) пород: постоянство высоты забоя, относительно легкие условия экскавации (по усилиям копания, динамическим нагрузкам, в виду отсутствия негабаритных кусков) и, как следствие, более высокая производительность. Профиль забоя в мягких и плотных породах соответствует траектории движения ковша и имеет угол откоса 70-800. Высота забоя при разработке глинистых пород не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора во избежания нависей и козырьков.

Положение экскаватора относительно забоя и ширина заходки определяются экскавируемостью пород и видом применяемого транспорта.

Часть массива, которую может отрабатывать экскаватор с одного положения, изменяя радиус черпания от минимального до максимального, является зоной черпания, а фактически отрабатываемая с одного положения зона черпания называется забойным блоком. К призабойному пространству относятся площадка установки экскаватора и зона разгрузки, ограниченная максимальным и минимальным радиусом разгрузки экскаватора. Для планировки рабочих площадок и вспомогательных работ используются бульдозеры Т-500.

2.7 Буровзрывные работы

По данным практики разработки железистых кварцитов крепостью f = 12-18, категории взрываемости IV, а категории трещиноватости III в качестве взрывчатого вещества проектом принимается ГЛТ - 20.

Этот выбор обусловлен тем, что ВВ типа ГЛТ-20 (горячельющееся, твердеющее) дешевле штатного ВВ, имеется возможность применения его в обводненных скважинах, т.к. данный тип ВВ обладает большими водоустойчивыми качествами и большой энергоёмкостью. В результате применения ГЛТ-20 сокращаются буровые работы на 7-20 %, повышается производительность экскавации и транспортировки горной массы соответственно на 20% и 5%.

Удельный расход ВВ 0,99 кг/м3 (по данным ЛГОКа).

Плотность заряжания ВВ в скважине ?=1,5 кг/дм3.

Найдем глубину скважины:

Lскв = Ну + ?пер, м,

где: ?пер, - величина перебура скважины,

? пер, = 8 ч 10 dскв, м,

где: dскв = 0,25 м - диаметр скважины для СБШ-250МН;

?пер = 9 0,25 = 2,5 м

Ну = 15 - высота уступа;

Lскв = 15 + 2,25 = 17,25 м

Вместимость 1 погонного метра скважины взрывчатым веществом:

P= 7,85 * d2 * ?, кг,

где d1 - действительный диаметр скважин d1 = 2,5 dм; d2 = 2,7 dм

? - плотность заряжания ВВ в скважине ? = 1,5 кг/dм3,

P = 7,85 * 2,52 * 1,5 = 74 кг.

Проектом предусматриваем прямоугольную сетку скважин при трехрядном взрывании для СБШ-250.

Рассчитываем линию сопротивления по подошве уступа для скважин первого ряда (по данным Росвзрывпрома)

W = , м,

где: Р - вместимость 1 погонного метра скважины взрывчатым веществом, кг;

Ш = - коэффициент сближения скважин (для пород крепости f = 14-18 и категории трещиноватости III, ш = 1,0);

g = 0,99 кг/м3 - удельный расход ВВ;

?скв - длина скважины;

Hy - высота уступа.

W = м

Для расчета минимальной линии сопротивления по подошве применим формулу Н.В. Мельникова:

Wmin. = Hy * ctg м,

где = 75 - угол откоса уступа;

В = 3 м - минимальное безопасное расстояние до верхней бровки уступа:

Wmin.= 15 * ctg75 + 3 = 6.9 м.

Следовательно, полученное значение WWmin,что удовлетворяет Правилам Безопасности при обуривании уступа.

Определим расстояние между скважинами в ряду:

а = Ш * W; м,

где Ш = 1-коэффицент сближения скважин;

а = 1 * 7,5 = 7,5 м

Определим расстояние между рядами скважин

в = (0,85 1) * W = 0,9 * 7,5 = 7 м

Сетка скважин в проекте предусматривается 7,5 х 7 м. для СБШ-250МН

Определим вес заряда в скважине:

Qзар = g * W * а * Hy; кг,

Qзар = 0,99 * 7,5 * 7,5 * 15 = 835 кг.

Определим длину заряда:

?зар = ; м,

?зар = = 11,3 м.

Определим длину забойки:

?заб = Lскв - ?зар ; м,

?заб = 17,25 - 11,3 = 6 м.

Определив параметры сетки скважин, определяем проектный выход взорванной горной массы с 1 погонного метра скважины

Vв.м. = ; м3/м,

где: П = 3 - число рядов скважин для СБШ-250

Vв.м. = = 47 м3/м ;

Определяем ширину буровой заходки:

Аб = W + (n - 1) * в; м,

Аб = 7,5 + (3 - 1) * 7 = 21,5 м;

Определяем высоту развала пород после взрыва:

Hp = 0,8 * Hy ; м,

Нр. = 0,8 * 15 = 12 м;

Определяем ширину развала пород после взрыва:

Вр = 2,5 * H * g * Kcx.вз. + n * в; м,

где: Kcx.вз. - коэффициент, зависящий от применяемой схемы взрывания (для диагональной схемы взрывания Kcx.вз. = 0,65);

Вр = 2,5 * 15 * 0,99 * 0,65 + 3 * 7 = 45 м

Определяем годовой объем бурения по карьеру:

Lг.кр. = * Кп. ; п м.,

где: Vг. - годовой объём кварцитов + годовой объём скальной вскрыши млн.м3

Vг.кв. = 51 500 000 / 3,4 = 15 147 060 м3 - среднегодовой проектный объем добычи руды (кварцитов).

Vг.ск. = 13 млн. м3 среднегодовой проектный объем скальной вскрыши;

Vв.м. = 45 м3/м - выход взорванной горной массы при СБШ - 250МН;

Кп = 1,1- коэффициент потерь скважин.

Lг.кр.= (15 147 060 + 13 000 000) * 1,1 / 45 = 688 039 п.м.;

Определим количество скважин по карьеру:

Nс.кр = Lг.кр. / Lскв; шт,

Nс.кр. = 688 039 / 17,25 = 39 886 шт.

Определим количество ВВ, необходимое для ведения взрывных работ в течение года по карьеру:

QВВ.кр. = g * Vг, кг;

QВВ.кр. = 0,99 * 28 147 060 = 27 865 590 кг.

Определяем сменную производительность буровых станков:

Qсм. = * Киб , м/м

где: Тсм - продолжительность смены =12 ч.

То = 1 / vбур.,vбур. - скорость бурения; vбур.= 7 м/ч;

То. = 1 / 7 = 0,15 ч/м - продолжительность выполнения основных операций по бурению;

Тв - продолжительность выполнения вспомогательных операций по бурению; Тв. = 5 - 7 мин. = 0,015 ч/м;

Ки.б. - коэффициент использования сменного времени

Ки.б. = = = 0,85;

где: Тп.з. - продолжительность подготовительно-заключительных операций;

Тп.з.1 = 1,2 ч.;

Тр. и Тв. - продолжительность регламентированных и внеплановых простоев

Тр. + Тв. = 0,6 ч.;

Qсм. = = 78,6 м/см. ;

Определяем количество буровых станков с учетом списочного состава

Nбс = Lгод* Ксп. / Nсм* Qсм., шт.,

где: N = 730 - число смен работы бурового станка в год;

Qсм. = 78,6 м /смену - производительность бурового станка в смену;

Ксп. - коэффициент списочного состава буровых станков (Ксп. = 1,15)

Nб.с = 688 039 * 1,15 / 600 * 78,6 = 17 шт.

На основе расчетов принимаем:

-для буровых работ в карьере 17 станков СБШ -250МН.

2.8 Вскрышные работы

Исходя из горно-геологических условий проектом предусматривается средневзвешенный коэффициент вскрыши при годовом объеме добычи 51,5 млн. т. кварцитов следующие объемы вскрышных работ:

- по рыхлой вскрыше без применения БВР, вывозимой на отвал рыхлой вскрыши на расстояние 8 км - 10.0 млн. м3

- по скальной вскрыше, вывозимой из прямого забоя ж.д. транспортом на отвал скальной вскрыши на расстояние 14 км - 6.0 млн.м3

- по скальной вскрыше, вывозимой комбинированным способом на отвал скальной вскрыши (автомобильным и железнодорожным) на расстояние 12 км - 2.0 млн. м3 .

Всего объем вскрышных работ составляет 18.0 млн. м3, что соответствует требуемому коэффициенту вскрыши.

Квск = Vвск / Vдоб = 18 / 51,5 = 0,35 м3/т

Согласно норм технологического проектирования железорудных предприятий сменная производительность экскаватора по породам Лебединского месторождения составляет:

при погрузке рыхлой вскрыши в ж.д.транспорт без предварительного разрушения ЭКГ-8И Qсм.1 =2 560 м3/см

при погрузке скальной вскрыши в ж.д.транспорт с предварительным разрушением ЭКГ-10 Qсм.2=3 000 м3/см

при погрузке скальной вскрыши в автотранспорт с предварительным разрушением ЭКГ-10 Qсм.3= 2 700 м3/см.

Годовая производительность экскаватора определяется по формуле:

Qэ.год = Qсм * N * n, м3

где: Qсм-сменная производительность экскаватора, м3/см

N - количество рабочих дней экскаватора, сут.

n - количество рабочих смен в сутки.

Qгод.1 = 2 560 * 300 * 2 = 1 536 тыс.м3/год.

Qгод.2 = 3 000 * 300 * 2 = 1 800 тыс.м3/год

Qгод.3 = 2 700 * 300 * 2 = 1 620 тыс.м3/год

Тогда с учетом коэффициента списочного состава экскаваторный парк составит:

Nэкг = 1.15 * Aго д/ Qгод; ШТ,

где: Агод - годовой объем работ

- при погрузке рыхлой вскрыши в ж.д. транспорт:

Nэкг.1 = 1.15 * 10 000 000 / 1 536 000 = 7,4 = 8 шт.

- при погрузке скальной вскрыши в ж.д.транспорт:

Nэкг.2 = 1.15 * 6 000 000 / 1 800 000 = 3,8 = 4 шт.

- при погрузке скальной вскрыши в автотранспорт:

Nэкг.3 = 1.15 * 2 000 000 / 1 620 000 = 1,4 = 2 шт.

На основе расчетов принимаем: - при погрузке рыхлой вскрыши в ж.д.транспорт без предварительного разрушения 8 экскаваторов ЭКГ-8И

- при погрузке скальной вскрыши в ж/д. и автотранспорт с предварительным разрушением 6 экскаваторов ЭКГ-10.

Для планировки рабочих площадок и других вспомогательных работ применяются бульдозеры Т-500 в количестве 3 единиц.

2.9 Добычные работы

Проектом предусматривается добыча 51,5 млн. т. железистых кварцитов. Годовой объем по видам транспортного оборудования распределяется так:

Годовой объем 9 853 000 м3 (33 500 000 т) будет вывозится комбинированным транспортом (автомобильный Lав = 2 км и ж.д. с перегрузочного склада на обогатительную фабрику , L = 10 км.)

Годовой объем 5 294 000 м3 (18 000 000 т) будет вывозится из прямого забоя ж.д. транспортом на обогатительную фабрику L=12 км.

Согласно норм технологического проектирования железорудных предприятий сменная производительность экскаватора по породам Лебединского месторождения при погрузке составляет:

при погрузке скальной вскрыши в автотранспорт с предварительным разрушением ЭКГ-10 Qсм.1= 2 700 м3/см.

при погрузке скальной вскрыши в ж.д.транспорт с предварительным разрушением ЭКГ-10 Qсм.2=3 000 м3/см

Годовая производительность экскаватора определяется по формуле:

Qэ.год = Qсм * N * n, м3;

где: Qсм - сменная производительность экскаватора, м3/см

N- количество рабочих дней экскаватора , сут.

n - количество рабочих смен в сутки.

Qэ.год1 = 2 700 * 300 * 2 = 1 620 м3/год

Qэ.год2 = 3 000 * 300 * 2 = 1 800 м3/год

Тогда с учетом коэффициента списочного состава экскаваторный парк составит:

Nэкг = 1.15 * Aго д/ Qгод;; ШТ,

где: Агод - годовой объем работ

- при погрузке железистых кварцитов в автотранспорт:

Nэкг.2 = 1.15 * 9 853 000 / 1 800 000 = 6,2 = 7 шт.

- при погрузке железистых кварцитов в ж.д.транспорт:

Nэкг.1 = 1.15 * 5 294 000 / 1 620 000 = 3,7 = 4 шт.

На основе расчетов принимаем на добыче железистых кварцитов 11 экскаваторов ЭКГ-10

Для планировки рабочих площадок и других вспомогательных работ применяются бульдозеры Т - 500 в количестве 5 единиц, К-700А в количестве 2 единиц, погрузчик L34B Stalowa Vola - 2 единицы, а так же автогрейдер ДЗ-98 - 1 единица.

2.10 Перегрузочные склады

Проектом предусматривается при вскрышных и добычных работах транспортирование горной массы автотранспортом с нижних горизонтов карьера на перегрузочные склады, для дальнейшей погрузки экскаватором в железнодорожный транспорт.

Проектом предусматриваем, что полезное ископаемое и скальная вскрыша обладает приблизительно одинаковыми физико-механическими свойствами и, следовательно производительность горного оборудования по ним одинакова.

Согласно норм технологического проектирования железорудных предприятий сменная производительность экскаватора при работе на перегрузочных площадках на 20-30% выше, чем при работе в автотранспорт и составит Qсм.2 =3 375 м3/см

На перегрузочных площадках применяем однотипные экскаваторы ЭКГ-10.

Годовая производительность экскаватора определяется по формуле:

Qэ.год = Qсм * N * n; м3,

Qэ.год = 3 375 *300 * 2 = 2 025 тыс. м3/год

Определим количество экскаваторов на перегрузочных складах. Тогда с учетом коэффициента списочного состава экскаваторный парк составит:

Nэкс= 1.15 * Aгод / Q.год

Годовой объем горной массы складывается из годового объема кварцитов

Агод = 9 853 000 м3 и годового объема скальной вскрыши Агод=2 000 000 м3

Агод горной массы = 9 853 000 + 2 000 000 = 11 853 000 м3

Nэкс=1.15 * 11 853 000 / 2 025 000 = 6,7 = 7 шт.

Принимаем 7 экскаваторов ЭКГ-10.

2.11 Железнодорожный транспорт

Для транспортировки руды на ККД и вскрыши в отвал принимаю тяговые агрегаты ОПЭ-2 с 2-моторными думпкарами 2ВС-105.

Таблица 2.4

Техническая характеристика.

Показатели	ОПЭ-2	Показатели	2ВС-105
Сцепной вес агрегата, кН	3720	Грузоподъемность, т	105
Электровоз управления	ОПЭ-6	Емкость кузова, м3	48,5
Сцепной вес электровоза, кН	1200	Масса, т	48,5
Грузоподъемность моторного думпкара, т	40	Коэффициент тары	0,46
Число моторных думпкаров	2	Число осей	6
Сцепной вес наружного моторного думпкара, кН	1200	Нагрузка на ось, кН	256
Напряжение контактной сети, В	10000; I	Длина по осям автосцепок, мм	14900
Длина агрегата по осям автосцепок, м	54,1	Высота, мм	3226
Масса локомотива, т	120	Ширина кузова, мм	3750

2.11.1 Расчет полезной массы поезда

а) Число вагонов в поезде:

где Рсц - сцепной вес локомотива, кН;

Kсц - коэффициент сцепления колес с рельсами kсц=0,2ч0,3;

Qл - масса локомотива, т;

щ0 - основное удельное сопротивление движению поезда

10ip - удельное сопротивление движению поезда на подъем;

Ip - руководящий подъем (в промилле %о);

qm - вес тары (масса вагона), т

qгр - грузоподъемность вагона, т

qm.м. - тара обмоторенного думпкара;

qгр.м. - вес груза в обмоторенном думпкаре.

Принимаем 9 вагонов.

б) Полезная масса поезда

2.11.2 Расчет подвижного состава железнодорожного транспорта

а) Число рейсов всех локомотивов в сутки.

где Wc - суточный грузооборот карьера, т

Kрезерв=1,2ч1,3 - коэффициент резерва районов;

nв - количество вагонов в поезде;

qгр - грузоподъемность вагонов, т;

б) Возможное число рейсов одного локомотива за сутки:

где T=22 часа, продолжительность работы локомотива в сутки;

tp=tn+tдв+tразгр+tд.п.+tодж;

Продолжительность рейса локомотива, час;

- время погрузки состава, час;

где nв·qгр - масса (полезная) поезда

Qэ.тех - техническая производительность экскаватора, м3/час;

- время движения по временным путям, час;

где Lв - длина забойная (временных путей) и отвального тупика в сумме;

Vв - скорость движения 15 км/ч по временным путям;

tразгр=1.5ч3 мин. На вагон летом и 3ч5 мин. Зимой

Lсm - длина постоянных путей (стационарных), км;

Vcm=(35ч40)км/час - скорость локомотива на стационарном перегоне;

Tожд=5ч10 мин на рейс.

Tp=0.7+0.9+0.45+0.44+0.16=2.65 (часа)

рейсов за сутки.

в) Число рабочих локомотивосоставов.

Принимаю 23 локомотивосостава;

Число вагонов в парке (рабочих)

Nв=Nc·nв=23·9=207 вагонов.

Инвентарный парк вагона и локомотива на 20-30% больше рабочего

Nв.инв.=Nв·1,25=207·1,25=258,75=259 вагонов;

Nc.инв.=Nc·1.20=23·1.20=27.6=27 вагонов.

2.12 Автомобильный транспорт

В условиях разработки Лебединского железорудного месторождения автомобильный транспорт целесообразно применять внутри карьера для перемещения руды от прямых забоев до перегрузочных пунктов. Это позволяет снизить негативное воздействие на окружающую среду (запыленность, загазованность) и себестоимость транспортировки до обогатительной фабрики (ОФ), а также обеспечить усреднение руды на перегрузочных складах. В связи с этим могут быть рекомендованы большегрузные автосамосвалы, техническая характеристика которых представлена в табл. 3.3. В проекте предусматривается применение автосамосвалов БелАЗ-7519, обеспечивающих рациональное соотношение объема кузова к ковшу при работе с экскаватором ЭКГ-10.

На карьерах различают дороги общего типа и карьерные, по которым перевозится полезное ископаемое. Одной из характеристик карьерных дорог является пропускная способность дороги, т.е. максимальное число машин, которые могут пройти в единицу времени через определенный пункт дороги:

N = 1000 * U * n * Kн / S,

где: U - расчетная скорость движения, км/час;

n - число полос движения;

Kн = 0,5 -0,8 - коэффициент неравномерности движения;

S - интервал следования машин, м;

S = а + Lа. + с + lт., м,

а - допустимое расстояние между машинами и при их остановке, м;

Lа. - длина машины, м;

С - интервал реакции водителя 0,5-1 м;

lт. - тормозной путь.

Таблица 2.5

Основные технические характеристики технологических автомобилей-самосвалов

Марки/ характеристики	НД-1200	БелАЗ-7519	БелАЗ-7521
1	2	3	4
Фирма-произв.	Комацу, Япония	Белорусский автозавод	Белорусский автозавод
Грузоподъемн., т	120	110	180
Марка и тип двигателя	КТА-38 С 12 цил. Дизель	8 РАЧ-185 12 цил. Дизель	ЯМЗ-8401 12 Дизель
Мощность двигателя	1200 л.с.при 2100 об./мин.	1100 л.с. при 1900 об./мин.	1450 л.с. при 2100 об./мин.
Трансмиссия	Электромехани-ческая	Электромехани-ческая.	Электромеханическая
Рулевое управление	гидравлическое	гидравлическое	гидравлическое
Подвеска	Гидропневматическая	Гидропневматическая	Гидропневматическая
Масса автомобиля, т	100.3	84.5	142
Емкость кузова, м3	46	39.5	70
Максимальная скорость, км/час.	57.5	50	50
Радиус поворота, м	10.	13.0	14.5

В условиях Лебединского карьера, где уклоны дорог проектом предусмотрен до 8% при щебеночно-гравийном покрытии, расстоянии перевозки руды до перегрузочного пункта около 1,5 км, расчетная скорость движения груженого автосамосвала составляет 15 км/час, а порожнего 25 км/ч, число полос движения принимаем равным n= 2.

Допустимое расстояние между машинами, а = 2 м; длина машины Lа. = 11 м; lт. = 25 м - тормозной путь автомобиля на щебеночном покрытии.

S = 2 + 11 + 1 + 25 = 38 м.

Согласно статистических данных S не может быть менее 50 м, поэтому принимаем S = 50 м. Подставляя значения в формулу для определения пропускной способности получим:

N = 1000 * 15 * 2 * 0,7 / 50 = 420 автомобилей в час или 7 автомобилей в минуту.

Продолжительность рейса автосамосвала составляет:

Тр.а. = Тз. + Тп. + Тр. + 60 * L / Uгр. + 60 * L / Uпор., мин.,

где: Тз. - время задержки рейса, мин.;

Тп. - время погрузки автосамосвала, мин.;

Тр. - время разгрузки автосамосвала, мин.;

L - среднее расстояние транспортирования руды, км;

Uгр. - cскорость груженого автосамосвала, км/ч;

Uпор - скорость порожнего автосамосвала, км/ч

Тп = tц.* n / 60 = 26 * 5 / 60 = 2,17 мин,

где: tц = 26 c. - продолжительность цикла экскавации ЭКГ-10;

n - количество циклов при погрузке автосамосвала БелАЗ 7519

n = Vа. / Vэкг. * Кн. = 39,5 / 10 * 0,85 = 4,7 , принимаем 5,

где: Vа. = 39.5 м3 - вместимость кузова автосамосвала;

Vэкг. = 10 м3 - вместимость экскаваторного ковша;

Кн - коэффициент наполнения ковша скальными породами.

Тогда продолжительность рейса автосамосвала составит:

Тр= 2 + 2,17 + 1 + 60 х 1,5/15 + 60 х 1,5/25 = 14,8 мин.

Сменная производительность автосамосвала определяется по формуле:

Qсм= 60 * Vэкс. * n * г * Тсм.* Кисп. / Тр, т/см,

где: г = 3,4 - объемная масса руды;

Тсм.= 8 ч. - продолжительность смены в автопарке;

Кисп.= 0,8 - коэффициент использования автосамосвалов

Qсм.= 60 * 10 * 5 * 3,4 * 8 * 0,8 / 14,8 = 4410 т/см.

Инвентарный парк автосамосвалов составит

Nи.п. = Qг. / Кг. * Qсм. * Nсм., шт.,

где: Кг. = 0,85 - коэффициент технической готовности автосамосвалов;

Nс. = 3 - количество 8-часовых смен в году;

Nавт. = 51 500 000 / 0,85 * 4410 * 1080 = 12,78 шт.

Принимаем 13 автосамосвалов БелАЗ -7519 для транспортировки руды к перегрузочному складу.

Постоянные карьерные автодороги имеют протяженность 3км со щебеночным покрытием. Ширина дорог 19м, с двумя полосами для движения в обоих направлениях.

Поддержание карьерных автодорог в надлежащем состоянии осуществляется дорожным участком, которым осуществляется проходка трассы бульдозерами Т-500 с последующей планировкой дороги. Автосамосвалами доставляется щебень, сначала крупный (фр.20-80), а затем мелкий (фр. 5-20). Выравнивание полотна производится промышленным грейдером - Д3-98.

Кроме строительства осуществляется большой объем работ по содержанию и ремонту дорог, так как состояние дорожного покрытия существенно влияет на технико-экономические показатели работы автомобилей. Содержание дорог заключается в поддержании дорожного полотна в состоянии, обеспечивающем безопасность движения и исключающем преждевременный износ автомобилей и дорог. Для этого отводится вода, планируются обочины. Дорожные покрытия защищаются от снега, ведутся работы по борьбе с гололедом зимой и с пылью летом. Для чего дороги летом поливаются поливооросительными машинами, зимой раствором хлористого кальция в воде.

При текущем ремонте производятся исправление дорожного покрытия, планово-предупредительные ремонты и исправление случайных повреждений дорожного полотна.

2.13 Отвалообразование

На железорудных карьерах расходы на отвалообразование достигают 15% стоимости полезного ископаемого, что подтверждает необходимость тщательного обоснования параметров отвала, выбора типа отвального оборудования, схемы отвальных путей и т.д. Институтом Центрогипроруда вскрышные породы Лебединского месторождения рекомендуется укладывать на площадях двух внешних отвалов. Поэтому проектом предусматривается раздельное складирование пород вскрыши. Рыхлая вскрыша транспортируется на железнодорожный отвал №2, расположенный в пойме р. Осколец в 1,5км от предельного контура восточного борта карьера. Площадь отвала ограничена с севера - р. Осколец, с юга - существующей промышленной застройкой и транспортными коммуникациями. Отвал эксплуатируется с момента начала строительства карьера. Для инженерно-геологического обоснования допустимых параметров отвала и отвальных ярусов с учетом фактического состояния и прогнозного изменения свойств и состава пород во времени и пространстве был проанализирован качественный и количественный состав породных смесей, которые согласно проекту института Центрогипроруда будут поступать в отвал до конца отработки месторождения.

Скальная вскрыша транспортируется на железнодорожный отвал №1, расположенный в 6 км от южного борта карьера на склонах б. Дубровский Лог. Складирование этих пород осуществляется селективно в обособленный отвал с целью создания условий для последующего использования окисленных железистых кварцитов в обогатительном процессе, а сланцев и кварцитопесчаников - в производстве щебня.

В настоящее время наиболее распространенными средствами механизации отвальных работ являются одноковшовые экскаваторы типа мехлопата и драглайны. Учитывая, что обновление экскаваторного парка в карьере предусматривается путем замены экскаваторов ЭКГ-8 на ЭКГ-10, проектом предусматривается на отвалах также использовать экскаваторы ЭКГ-10. Применение мощных мехлопат на отвалообразовании отличается приемкой более тяжелого подвижного состава, в связи с большей устойчивостью ж.д. путей, значительно меньшим объёмом путевых работ, высокой производительностью отвальных тупиков и рабочих, занятых на отвальных работах. Породный состав разгружается в приёмный бункер повагонно. Состав подвигается на отвале вперёд думпкарами.

Процесс отвалообразования мехлопатами заключается в следующем.

При использовании мехлопат отвальный уступ разделяется на два подступа. Экскаватор устанавливается на кровле нижнего подступа, переэкскавирует породу, разгружаемую из думпкаров в приемный бункер.

Последний создается самим экскаватором у нижней бровки верхнего подуступа.

Из приемного бункера порода перемещается вперед по ходу экскаватора в нижний подступ сбоку под откос отвала и сзади экскаватора в верхний подступ. Отсыпав верхний подступ или одновременно нижний и верхний подступы в пределах радиуса своего действия, экскаватор перемещается вдоль фронта разгрузки на расстояние, определяемое его линейными параметрами, вновь сооружает приемный бункер и производит переэкскавацию породы.

После отсыпки по всей длине тупика обоих подуступов на ширину отвальной заходки железнодорожный путь переукладывают на новую трассу и экскаватор приступает к отсыпке новой заходки.

Общая высота отвального уступа составляет:

Но. = h1 + h2, м,

где: h1 и h2 - высота верхнего и нижнего подступов соответственно, м.

В среднем высота уступа составляет 15-30 м.

Высота верхнего отвального подступа (h1) не должна превышать максимальной высоты разгрузки экскаватора. Превышение вновь отсыпаемого отвального уступа над старым (h3) 0,05 м (Но). Высота отвального забоя (h4) определяется типом экскаватора и высотой отвала и составляет 6-7,5 м. Длина тупика изменяется от 0,6 до 2,5 км (в среднем до 1,5 км). Рациональная длина тупика при экскаваторах с емкостью ковша 5-10 м3 составляет 1-2 км.

Вместимость приемного бункера экскаваторного отвала Vб. (м3) определяется его длиной L (длиной фронта разгрузки), высотой отвального забоя h4 и глубиной h5.

Vб. = Р * L * (h4 + h5) * Кр,

где: Р = 1,5 - 2м - дальность разгрузки породы на уровне рельсового пути.

При работе отвальных экскаваторов ЭКГ-10 разгрузка породы в приемный бункер без простоя ж.д. состава возможна при вместимости последнего 650-700 м3.

Определим площадь отвала, необходимого для размещения годового объема рыхлой вскрыши:

Sр.в. = (Qр.в.* Кр.) / (Кн. * Нс.), м. ;

где: Q р.в. = 10 000 000 м3 - годовой объём работ по рыхлой вскрыше;

Kp = 1.2 - коэффициент разрыхления пород;

Kн = 0.8 - коэффициент неравномерности отсыпки пород в отвале;

Нс. = 30м - суммарная высота уступов отвала.

Sр.в. = (10 000 000 * 1.2) / (0,8 * 30) = 500 000 м2.

Приемную способность отвального тупика Vo принимаем согласно нормам технологического проектирования. Для ЭКГ - 10 при экскавации мягких разрыхленных пород Vo = 6000 м3/см.

Шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике:

Шпр. = 0,9 * (R4max + Rpmax), м,

где: R4max = 18,4 м. и Rpmax =16,3 м. - соответственно максимальный радиус черпания и разгрузки экскаватора (для ЭКГ - 10).

Шпр. = 0,9 (18,4 + 16,3) ? 31 м.

Приемная способность отвального тупика между передвижками ж. д. пути:

Vо = (Lт * hо * Шпр.) / Кр., м3;

где: Lт = 1500 м - длина отвального тупика;

hо = 30 м - высота отвала;

Vo = (1500 * 30 * 31) / 1,2 = 1162500 м3

Количество составов, разгружаемых на отвальном тупике между передвижками ж.д. пути:

Nс =Vo / Vс, шт.;

где: Vc - вместимость одного состава Vc = 553,4 м3;

Nс = 1162500 / 553,4 = 2101 шт.

Время (сутки) между передвижками отвального пути:

Тсут. = Vo. / Vсут. , сут.;

где: Vсут - сменная приёмная способность отвального тупика:

Vсут = Nc.* Vс. м3.;

где: Nс = 11 шт. - количество составов подаваемых на отвальный тупик в сутки;

Vсут. = 11 * 553.4 = 6088 м3;

Тсут. = 1162500 / 6088 = 191 сут.

Количество отвальных тупиков в работе:

Nо.т. = Wсут. / Vсут.

где: Wсут. - среднесуточный объём привозок из карьера в отвал, м3

Wсут. = Qр.в. / Nсут. = 10 000 000 / 365 = 27 397 м3;

Nо.т. = 27 397 / 6088 = 4,5 т.е. 5шт.

Общее количество тупиков на отвале с учетом и тех, на которых производят переукладку пути:

Nт.о. = Nо.т. * (1 + )

где: t - продолжительность (сутки) переукладки рельсового пути одного тупика.

Планировка трассы ж/д путей производится бульдозерами Т-500, а перемещение звеньев на новую трассу - при помощи гусеничных кранов типа

Э - 1252 грузоподъемностью 15-20 т.

Сменная производительность крана 250 м/смену.

Суточная производительность Qсут = 3 * 250 = 750 м/сутки.

t = L т/ Qсут = 1500 / 750 = 2 сут

Nт.о.= 5 * (1 + ) = 5;

Принимаем 5 рабочих тупика для отвалообразования рыхлой вскрыши и соответственно 5 экскаваторов ЭКГ-10.

Площадь отвала для размещения годового объема скальной вскрыши составит:

Sс.в. = (Qр.в.* Кр.) / (Кн. * Нс.), м.;

где: Q с.в. = 8 000 000 м3 - годовой объём работ по рыхлой вскрыше;

Kp = 1.3 - коэффициент разрыхления пород;

Kн = 0.8 - коэффициент неравномерности отсыпки пород в отвале;

Нс. = 75 м - суммарная высота уступов отвала.

Sс.в. = (8 000 000 * 1,3) / (0,8 * 75) = 173 333 м2

Приемную способность отвального тупика Vо - принимаем согласно норм технологического проектирования. Для ЭКГ - 10 при экскавации скальных разрыхленных пород Vо = 3850 м3/см.

Шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике

Шпр. = 0,9 * (R4max + Rpmax), м,

где: R4max = 18,4 м. и Rpmax =16,3 м. - соответственно максимальный радиус черпания и разгрузки экскаватора (для ЭКГ - 10).

Шпр. = 0,9 (18,4 + 16,3) ? 31 м.

Приемная способность отвального тупика между передвижками ж/д. пути

Vо = (Lт * hо * Шпр.) / Кр., м3,

где: Lт = 1500 м - длина отвального тупика;

h1 = 60 м - высота отвала;

Vo = (1 500 * 60 * 31) / 1,2 = 2 325 000 м3

Число составов, разгруженных на отвальном тупике между передвижками ж/д пути:

Nс = Vo / Vс, шт. ;

где: Vc - вместимость одного состава Vc = 553,4 м3;

Nс = 2 325 000 / 553,4 = 4209 шт.

Время (сутки) между передвижками отвального пути:

Тсут. = Vo. / Vсут., сут.;

где: Vсут - сменная приёмная способность отвального тупика:

Vсут = Nc.* Vс. м3.;

где: Nс = 20 шт.- количество составов подаваемых на отвальный тупик в сутки;

Vсут. = 20 * 553.4 = 9894 м3;

Тсут. = 2325000 / 9894 = 235 сут.

Количество отвальных тупиков для размещения скальной вскрыши:

Nо.т. = Wсут. / Vсут.

где: Wсут. - среднесуточный объём привозок из карьера в отвал, м3

Wсут. = Qр.в. / Nсут. = 8 000 000 / 365 = 21 917 м3;

Nо.т. = 21 917 / 9894 = 2,2

Общее количество тупиков на отвале с учетом и тех, на которых производят переукладку пути:

Nт.о. = Nо.т. * (1 + )

где: t - продолжительность (сутки) переукладки рельсового пути одного тупика.

Планировка трассы ж.д.путей производится бульдозерами Т-500, а перемещение звеньев на новую трассу - при помощи гусеничных кранов типа Э - 1252 грузоподъемностью 15-20 т.

Сменная производительность крана 250 м/смену.

Суточная производительность Qсут = 3 * 250 = 750 м/сутки.

t = L т/ Qсут = 1500 / 750 = 2 сут

Nт.о.= 2,2 * (1 +) = 2,2 3 шт. ;

Принимаем 3 рабочих тупика для отвалообразования скальной вскрыши и соответственно 3 экскаватора ЭКГ-10.

2.14 Рекультивация

Одним из важнейших направлений в области охраны природы является рекультивация земной поверхности, нарушенной в период подготовки строительства карьера и его отработки. Основными процессами горно-технологической рекультивации на проектируемом карьере являются:

1. Плодородный слой чернозема снимается и складывается на складе.

2. Вскрышные породы вывозятся за пределы карьера в отвал и укладываются в определенном порядке.

3. На отвал, предварительно складируемый, со склада доставляется чернозем и разбрасывается толщиной 0,4 - 0,5 м. (см. рис.2.5., 2.6.)

Для снятия, транспортировки чернозема в склады принимаем самоходные скреперы Д-357П мощностью двигателя 375 л/с, емкостью ковша 15м3. Расстояние транспортирования в среднем составляет 1200м. Время загрузки 60 с, время разгрузки 30с, скорость движения груженого скрепера 15 км/ч, порожнего -25 км/ч.

Время рабочего цикла

Тц = tз + tГ + tр + tn, мин

где tз = 60с - время загрузки ковша скрепера;

tр = 30 - время разгрузки ковша скрепера;

tГ - время грузового хода скрепера

tГ = мин.

tn - время хода порожнего скрепера

tn = мин.

Тц = 1 + 5,8+ 0,5 + 2,9 = 10,2 мин.

Эксплутационная производительность скрепера:

Qэ = 60 Кв;

где Кв - коэффициент использования по времени;

Кн - коэффициент наполнения ковша скрепера - 0,9;

Е - емкость ковша скрепера, м3;

Кр - коэффициент разрыхления породы - 1,6;

Qэ =

Сменная производительность скрепера:

Qсм = Qэ tсм = 42 * 8 = 336 м3/см

Необходимая площадь под отвал скальной вскрыши:

Sск =

где Vск.вск.- годовой объем скальной вскрыши;

Кр - коэффициент разрыхления;

Но - высота.



2.15 Водоотлив

Нормальный суточный водоприток в карьер составляет Q=3000м3 /час.

В весенне-осенний период максимальный суточный приток увеличивается и достигает величины Q= 3500 м3 /час. Глубина дренажной шахты -160 м. Высота подпора для заглубленной насосной камеры hвс =10 м. Плотность воды с = 1030 кг/м3, воды не агрессивные. Насосные установки должны работать круглогодично, вследствие чего число рабочих дней их в году составляет Т = 365 дней.

Производительность водоотливной установки при откачке нормального водопритока;

Qнорм = Q сут / 20 = 72000 / 20 = 3600 м3/час, м3 /час,

где: 20 - время работы насосной установки в сутки, ч.

Манометрический напор ориентировочно будет равен:

Hм =Hr +0,1 * L, м,

где: Hr - геодезическая высота нагнетания, м.

Hi =Hш +hсл, м,

где: Hш = 160 м. - глубина дренажной шахты;

Hсл = 5 м - превышение трубы слива относительно устья ствола шахты;

Hr = 160 + 5 = 165 м ;

L - длина трубопровода, м

L = Hr + l1 + l2, м,

где: l1 = 30 м - длина трубопровода насосной станции;

l2 = 20 м - длина трубопровода в трубной ходке,

L = 165 + 30 + 20 = 215 м,

Hм = 165 + 0,1 * 215 = 186,5м.

Согласно требуемой производительности и напора принимаем насос типа 10НМК * 2, с подачей Q = 1000 м3/час, напором 182 м, к.п.д. насоса Ю = 0,78 и частота вращения вала n = 1460 об/мин.

Определяем необходимое количество насосов при откачке максимального притока воды 3500 м3 /час.

N = 3500 / 1000 = 3,5 ед.

Принимаем к работе 4 насоса 10НМК*2.

2.15.1 Характеристика трубопровода

Для построения характеристики трубопровода вычисляем по формуле:

Нтруб = Нт.д. + Rг Q2, м

При различных подачах и полученные данные сводим в табл. 2.6.

Таблица 2.6

Параметры трубопровода водоотливной установки

Q1 м3/час	О
	0	250	500	750	1000	1250
Rг·Q2, м	0	0,22	0,87	1,97	3,5	5,47
Н1, м	165	170,22	170,87	171,97	173,6	175,47
Ч	0	0,38	0,59	0,71	0,77	0,71

По данным таблицы строим на одном графике в одном масштабе характеристику трубопровода с характеристикой насоса (рис. 2.4)

H = t (Q) - характеристика насоса

Ч		Нм
		240
		220
1,0		200
0,9		180
0,8		160
0,7		140
0,6		120
0,5		100
0,4		80
0,3		60
0,2		40
0,1		20

Рис. 2.4. Характеристика трубопровода и насоса

Пересечение этих характеристик дает точку рабочего режима насоса.

Точка А - рабочий режим насоса:

Qp = 1000 м3/час

Ч = 0,77

Нм = 174 м

Проверяем насос на устойчивость режима работы

К уст. =

где: Но = 220 м - напор при закрытой задвижке.

Выбираем электродвигатель А-143-4: мощность 800 кВт, U = 6000 В, n = 1450 об/мин, = 0,95, cos=0.9.

Коэффициент запаса мощности:



По расчету необходимо 4 насоса + 1 ремонт + 1 резерв. Итого 6 насосов 10НМК 2.

Число часов работы водоотливной установки при откачке нормального и максимального притоков воды будет равно:

Таким образом, выбранные насосы вполне удовлетворяют требованиям необходимой производительности и для условий максимального притока:

Рmax = 4 *1000 = 4000 м3/ч. >3500 м3/час.

Для автоматизации водоотливной установки принимаем УАВ - унифицированную аппаратуру водоотлива, которая обеспечивает:

- автоматическое включение насосных агрегатов в зависимости от уровня воды в водосборнике;

- автоматический и ручной режим работы любым насосным агрегатом при сохранении автоматического режима других установок.

- запуск от диспетчера независимо от уровня воды в водосборнике;

- включение резервного насосного агрегата, при выходе из строя работающего;

- работу насосов с управляемыми задвижками и без них.

Обеспечиваются следующие виды защиты: от перегрева подшипников, гидравлическая по расходу воды и давлению, от заклиниванию задвижек, от исчезновения напряжения в условиях управления, невозможное или повторное включение неисправного агрегата.

Насосная станция обеспечивается сигнализацией: о работе насосов, о неисправности насосных агрегатов, об аварийном уровне воды в водосборнике и срабатывании других видов защиты.

3. Специальная часть

3.1 Совершенствование экскаваторного отвалообразования на отвале скальной вскрыши

На железорудных карьерах расходы на отвалообразование достигают 15% стоимости полезного ископаемого, что подтверждает необходимость тщательного обоснования параметров отвала, выбора типа отвального оборудования, схемы отвальных путей и т.д. Институтом Центрогипроруда вскрышные породы Лебединского месторождения рекомендуется укладывать на площадях двух внешних отвалов. Поэтому проектом предусматривается раздельное складирование пород вскрыши. Рыхлая вскрыша транспортируется на железнодорожный отвал №2, расположенный в пойме р. Осколец в 1,5км от предельного контура восточного борта карьера. Площадь отвала ограничена с севера - р. Осколец, с юга - существующей промышленной застройкой и транспортными коммуникациями. Отвал эксплуатируется с момента начала строительства карьера. Для инженерно-геологического обоснования допустимых параметров отвала и отвальных ярусов с учетом фактического состояния и прогнозного изменения свойств и состава пород во времени и пространстве был проанализирован качественный и количественный состав породных смесей, которые согласно проекту института Центрогипроруда будут поступать в отвал до конца отработки месторождения.

Скальная вскрыша транспортируется на железнодорожный отвал №1, расположенный в 6 км от южного борта карьера на склонах б. Дубровский Лог. Складирование этих пород осуществляется селективно в обособленный отвал с целью создания условий для последующего использования окисленных железистых кварцитов в обогатительном процессе, а сланцев и кварцитопесчаников - в производстве щебня (см. графическую часть, лист 4).

В настоящее время наиболее распространенными средствами механизации отвальных работ являются одноковшовые экскаваторы типа мехлопата и драглайны. Учитывая, что обновление экскаваторного парка в карьере предусматривается путем замены экскаваторов ЭКГ-8 на ЭКГ-10, проектом предусматривается на отвалах также использовать экскаваторы ЭКГ-10. Применение мощных мехлопат на отвалообразовании отличается приемкой более тяжелого подвижного состава, в связи с большей устойчивостью ж.д. путей, значительно меньшим объёмом путевых работ, высокой производительностью отвальных тупиков и рабочих, занятых на отвальных работах. Породный состав разгружается в приёмный бункер повагонно. Состав подвигается на отвале вперёд думпкарами.

Процесс отвалообразования мехлопатами заключается в следующем (см.. рис. 3.1.)



Рис. 3.1. Схема отвалообразования при использовании железнодорожного транспорта.

При использовании мехлопат отвальный уступ разделяется на два подступа. Экскаватор устанавливается на кровле нижнего подступа, переэкскавирует породу, разгружаемую из думпкаров в приемный бункер. Последний создается самим экскаватором у нижней бровки верхнего подуступа (см. графическую часть, лист 5).

Из приемного бункера порода перемещается вперед по ходу экскаватора в нижний подступ сбоку под откос отвала и сзади экскаватора в верхний подступ. Отсыпав верхний подступ или одновременно нижний и верхний подступы в пределах радиуса своего действия, экскаватор перемещается вдоль фронта разгрузки на расстояние, определяемое его линейными параметрами, вновь сооружает приемный бункер и производит переэкскавацию породы.

После отсыпки по всей длине тупика обоих подуступов на ширину отвальной заходки железнодорожный путь переукладывают на новую трассу и экскаватор приступает к отсыпке новой заходки.

Общая высота отвального уступа составляет:

Но. = h1 + h2, м,

где : h1 и h2 - высота верхнего и нижнего подступов соответственно, м.

В среднем высота уступа составляет 15-30 м.

Высота верхнего отвального подступа (h1) не должна превышать максимальной высоты разгрузки экскаватора. Превышение вновь отсыпаемого отвального уступа над старым (h3) 0,05 м (Но). Высота отвального забоя (h4) определяется типом экскаватора и высотой отвала и составляет 6-7,5 м. Длина тупика изменяется от 0,6 до 2,5 км (в среднем до 1,5 км). Рациональная длина тупика при экскаваторах с емкостью ковша 5-10 м3 составляет 1-2 км.

Вместимость приемного бункера экскаваторного отвала Vб. (м3) определяется его длиной L (длиной фронта разгрузки), высотой отвального забоя h4 и глубиной h5.

Vб. = Р * L * (h4 + h5) * Кр,

где: Р = 1,5 - 2м - дальность разгрузки породы на уровне рельсового пути.

При работе отвальных экскаваторов ЭКГ-10 разгрузка породы в приемный бункер без простоя ж.д. состава возможна при вместимости последнего 650-700 м3.

Площадь отвала для размещения годового объема скальной вскрыши составит:

Sс.в. = (Qр.в.* Кр.) / (Нс + Кн. * Нс), м.;

где: Q с.в. = 8 000 000 м3 - годовой объём работ по рыхлой вскрыше;

Kp = 1,3 - коэффициент разрыхления пород в отвале;

Kн = 0,8 - коэффициент неравномерности отсыпки пород в отвале;

Нс. = 30 м - высота яруса отвала

Sс.в. = (8 000 000 * 1,3) / (30 + 0,5 * 30) = 231 111 м2

При проектировании отвального поля отвала Н задается любой, согласно физико-технических свойств складируемой породы. Длина отвального поля по по нормам проектирования при экскаваторном отвалообразовании для ЭКГ-10 принимаем на скальном грунте L0 = 2 000 м

Ширина отвала по данным норм проектирования В0 =1:2, где L0 - длина отвала. Если L0 известна, то В0 =2L0, тогда периметр отвальной площади:

P = (L0 + В0) * 2, м;

P = (2000 + 4000) * 2 = 12 000 м.

Определяем число составов, подаваемых на отвальный тупик в сутки:

где: Т - продолжительность смены в часах, ч.;

f. = 0,8 0,9 - коэффициент неравномерности работы транспорта;

L - расстояние от обменного пункта до места разгрузки, км;

v = 710 - средняя скорость движения, км/ч;

= 0,05 - время необходимое на связь при обмене составов, ч;

nв - число вагонов в составе;

tp - время разгрузки одного вагона, ч.

Приемную способность отвального тупика принимаем согласно норм технологического проектирования.

где: q - объем породы в вагоне, м3

в смену

Шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике для ЭКГ - 10 составит:

а. = 0,9 * (R4max + Rpmax), м

где: R4max = 18,4 м. и Rpmax =16,3 м. - соответственно максимальный радиус черпания и разгрузки экскаватора.

а = 0,9 (18,4 + 16,3) ? 31 м.

Приемная способность отвального тупика между передвижками ж.д. пути для ЭКГ - 10

Vо.m = (Lт * hо * а.) / Кр., м3

где: Lт = 2 000 м - длина отвального тупика;

h1 = 30 м - высота отвала;

Vo.m = (2000 * 30 * 31) / 1,2 = 1 550 000 м3

Продолжительность работы отвального тупика между двумя переукладками железнодорожного пути:

где: Vo.m - приемная способность отвального тупика между двумя переукладками;

Vc - суточная приемная способность (по объему в целике) отвального тупика, м3:

где: Nc - число локомотивосоставов, которые могут быть разгружены в сутки;

- объем вскрыши перевозимый составом, м3;

- вес поезда, т;

- плотность породы, т/м3.

Количество отвальных тупиков для размещения скальной вскрыши:

где: Vв.с. -суточный объём скальной вскрыши в карьере, м3

Vс - суточная приемная способность тупика.

Vв.с = Qc.в. / Nсут. = 8 000 000 / 365 = 21 917 м3;

Nо.т. = 21 917 / 6510 = 3,4.

Общее количество тупиков на отвале с учетом и тех, на которых производят переукладку пути:

Nт.о. = Nо.т. * (1 + )

где: t - продолжительность (сутки) переукладки рельсового пути одного тупика.

Nт.о. = 3,4. * (1 + ) = 3,57

Принимаем 4 рабочих тупика для отвалообразования скальной вскрыши.

Рассчитываем количество экскаваторов необходимых для размещения годового обьема скальной вскрыши:

Таблица 3.1

Техническая характеристика ЭКГ-10

№№ п/п	Показатели	Ед. измерения	Значения
1	Вместимость ковша	м3	10
2	Максимальный радиус черпания Rчmax	м	18,4
3	Максимальный радиус разгрузки Rрmax	м	16,3
4	Рабочая скорость передвижения	км/ч	0,42
5	Средне удельное давление на грунт	МПа	0,216
6	Мощность сетевого двигателя	кВт	630
7	Продолжительность цикла	с	26
8	Масса экскаватора	т	395

Расчет производительности экскаватора ЭКГ-10

а) паспортная производительность

Пэ.т.= 60*Е*nк (м3/час)

где: Е - емкость ковша,м3

nк - число ковшей, разгружаемых в минуту,

Тц - паспортная продолжительность цикла, сек

Пэ.т = 60*10*2,30 = 1380

б) техническая производительность

м3/час

где: кз - 0,65; коэффициент забоя;

кэ - коэффициент экскавации

кэ =

где: кн.к - 1,08;коэффициент наполнения ковша;

кр.к - 1,5; коэффициент разрыхления породы.

Пэ.т =

в) сменная производительность экскаватора:

Пэ.см = Пэ.т * Тсм * ки.э. м3/смену

где: Тсм продолжительность смены, час

ки.э - коэффициент использования экскаватора во времени берем по Лебединскому месторождению 0,85

Пэ.см = 468 * 8 * 0,85 = 3182 м3/смену

г) годовая производительность экскаватора ЭКГ - 10

Пэ.г. = Пэ.см nсм Nсм

где: Nсм - число дней работы экскаватора в году;

nсм - число рабочих смен в сутки

Пэ.г. = 3182 * 3 * 260 = 2481960 м3/год

Определяем парк экскаваторов ЭКГ - 10 на отвале скальной вскрыши:

Nр.э. =

Количество единиц инвентарного парка

Nэ.ин. = 1,25 * 3,22 = 4,03

Соответственно принимаем на отвале скальной вскрыши 4 экскаватора ЭКГ - 10 что соответствует количеству железнодорожных тупиков.

Проектом предусматривается совершенствование экскаваторного оборудования поэтому предлагается заменить экскаватор ЭКГ - 10 на гидравлический экскаватор ЭГ - 550 тем самым уменьшить количество экскаваторов увеличить обьем отвального тупика сократить количество переукладок железнодорожных путей уменьшить капитальные затраты

Рассчитываем количество экскаваторов необходимых для размещения годового обьема скальной вскрыши:

Таблица 3.2

Техническая характеристика ЭГ-550

№№ п/п	Показатели	Ед. измерения	Значения
1	Вместимость ковша	м3	16
2	Максимальный радиус черпания Rчmax	м	19
3	Максимальный радиус разгрузки Rрmax	м	18
4	Рабочая скорость передвижения	км/ч	0,6
5	Средне удельное давление на грунт	МПа	0,196
6	Мощность сетевого двигателя	кВт	1660
7	Продолжительность цикла	с	28
8	Масса экскаватора	т	550

Расчет производительности экскаватора ЭГ-550

а) паспортная производительность

Пэ.т.= 60*Е*nк (м3/час)

где: nк - число ковшей в минуту,