Разработка открытого месторождения угля на участке №7 разреза "Восточный" Экибастузского каменноугольного бассейна

Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

Введение

1. Общие сведения

1.1 Географическое и административное положение района

1.2 Горно-геологическая характеристика месторождения

1.3 Инженерно-геологическая характеристика карьерного поля

2. Исходные положения для составления проекта

3. Обоснование главных параметров карьера

4. Вскрытие месторождения и строительство разреза

4.1 Задачи вскрытия

4.2 Определение объёмов и основных параметров траншей

5. Система разработки

5.1 Определение параметров элементов системы разработки на добычных работах

5.2 Определение параметров элементов системы разработки на вскрышных работах

5.3 Подготовка новых горизонтов

6. Подготовка горных пород к выемке и погрузке

6.1 Выбор бурового оборудования

6.1.1 Производительность буровых станков

6.1.2 Расчет буровзрывных работ на вскрышном комплексе

6.1.3 Расчет буровзрывных работ на добычном комплексе

6.2 Механизация взрывных работ

6.3 Техника безопасности

7. Выемочно-погрузочные работы

7.1 Обоснование выбора оборудования для вскрышных работ

7.2 Обоснование выбора оборудования для добычных работ

8. Карьерный транспорт

8.1 Транспорт на вскрышном участке

8.2 Транспорт на добычном участке

9. Отвалообразование

9.1 Рекультивация земель нарушенных горными работами

10. Осушение и водоотлив

10.1 Определение притоков грунтовых, поверхностных и атмосферных вод в карьере

11. Охрана окружающей среды

12. Ремонт горного и транспортного оборудования

13. Электроснабжение карьера

14. Автоматизация производственных процессов

14.1 Автоматизация горно-транспортных комплексов

14.2 Автоматизация одноковшовых экскаваторов

14.3 Автоматизация роторных экскаваторов

14.4 Автоматизация ленточных конвейеров

15. Аэрология карьера

16. Охрана труда и техника безопасности

16.1 Техника безопасности

16.2 Производственная санитария

16.3 Пожарная безопасность

17. Генеральный план

17.1 Основные промышленные площадки

18. Управление горным предприятием

19. Экономическая часть

19.1 Режим работы

19.2 Капитальные затраты на строительство карьера

19.3 Расчет себестоимости добычи угля

19.4 Технико- экономические показатели проектируемого разреза

20. Путь и путевое хозяйство на отркрытых горных работах

20.1 Особенности содержания передвижных путей

20.2 Срок службы деревянных шпал

20.3 Ремонт шпал и брусьев в специализированных пунктах

20.4 Контроль состояния пути

20.5 Планирование работ по содержанию железнодорожных путей

20.6 Производственная база путевой машинной станции

20.7 Экономическое обоснование проекта

Заключение

Список использованных источников



1. Общие сведения

1.1 Географическое и административное положение района

Экибастузский каменноугольный бассейн расположен в Павлодарской области Республики Казахстан в 130 километрах от областного центра г. Павлодара. В непосредственной близости от бассейна в северо-западном направлении расположен г. Экибастуз. Бассейн пересекает железнодорожная магистраль, связывающая его с городами Павлодар и Астана. В непосредственной близости от бассейна проходят автострада Караганда - Павлодар и канал Иртыш - Караганда, который является основным источником питьевого и технического водоснабжения района. Снабжение электроэнергией осуществляется от Аксукской и Экибастузских ГРЭС.

Район находится в области сухих степей с равнинным рельефом. Отметки рельефа в южной части бассейна составляют 200-235 м и постепенно уменьшаются к северу до 170-195 м.

Климат района резко континентальный с суровой зимой и жарким летом, с частыми засухами и суховеями, характерными для антициклонного режима погоды. Резкая континентальность климата выражается в больших годовых и суточных колебаниях температуры воздуха, высоких летних и низких зимних температурах воздуха. Средняя температура самого жаркого месяца июля и самого холодного января составляет соответственно плюс 21,5° и минус 18,5° при максимуме плюс 40° и минимуме минус 43°. Устойчивый снежный покров образуется в конце октября начале ноября и держится примерно 150 дней до начала апреля. Глубина промерзания почвы 2,5-3,0 м. Среднее годовое количество осадков составляет 220 мм. Преобладающими являются ветры юго-западного и западного направления, среднегодовая скорость ветра 4,2 м/с, максимальная скорость 20-25 м/с. Растительность района скудная. Она представлена преимущественно разреженным травостоем с преобладанием ковыльно-типчаковых форм.

1.2 Горно-геологическая характеристика месторождения

В тектоническом отношении Экибастузский каменноугольный бассейн представляет собой асимметричную мульду, вытянутую с северо-запада на юго-восток на 24 км при максимальной ширине 8,5 км. Общая площадь мульды 155 кв. км. Угленосная часть мульды имеет размеры соответственно 12 и 6 км. С северо-востока мульда ограничена крупным сбросом с амплитудой более 400 м. Северо-западная (поле 1) и юго-восточная (поля 5, 6, 7, 8) части мульды имеют спокойное залегание пластов, северо-восточная (поля 4, 11, 12) и юго-западная (поля 2, 3, 9, 10) части - крутые, с углами падения слоев свыше 65є.

На последних полях тектонические напряжения нашли свое выражение и в многочисленных разрывных нарушениях, частота которых возрастает от пласта 1 к пласту 4. С глубиной по направлению к оси мульды пласты выполаживаются почти до горизонтального положения. Максимальная глубина погружения кровли пласта 1 не превышает 550 м, нижнего пласта 4 - 760 м от поверхности.

Основными промышленными пластами бассейна являются пласты 1, 2 и 3, разделенные междупластовыми породами мощностью 0,3-13 м. Пласт 4 имеет небольшую мощность (в среднем 18,5 м) общую среднюю зольность 48,9% и отделяется от пласта 3 породным комплексом мощностью до 110 м.

Пласт 1 является самым верхним рабочим пластом карагандинской свиты. Его средняя подсчетная и рабочая мощности составляют соответственно 18,5 и 20,5 м. Строение пласта сложное. Он состоит из 30-50 угольных пачек мощностью 0,1-1,0 м, разделенных преимущественно светлыми породными прослоями мощностью от 1 до 5 см. Средняя зольность пласта составляет 36,2%.

Пласт 2 отделяется от пласта 1 породным слоем мощностью 4-8 м. Средняя подсчетная и рабочая мощности его составляют соответственно 31,8 и 38,5 м. Строение пласта сложное. Характерно частое переслаивание угольных пачек мощностью 0,2-2,0 м со светлыми породными прослоями каолинитового состава (1-5 см). Средняя зольность пласта составляет 36,3%.

Пласт 3 является самым мощным из рабочих пластов. Его средняя подсчетная и рабочая мощности составляют соответственно 69,6 и 89,7 м. Пласт имеет очень сложное строение. Он включает большое количество (140 - 160) светлых прослоев песчано-глинистых (каолинитовых) пород мощностью 1-5 см, реже 5-10 см. Мощность угольных пачек составляет от 0,1 до 1,5м. Породы внутренней вскрыши, в состав которых входят углистые и слабоуглистые аргиллиты и некондиционные по мощности или зольности угли, характеризуются сложным и частым переслаиванием. Мощности их от 0,5 до 10,0 м и более. На долю пород, заключенных в рабочей части пласта, в среднем по бассейну приходится 40% его мощности. Нижняя часть пласта 3 состоит из углистых пород, включающих невыдержанные в разрезе угольные пачки, представленные преимущественно некондиционными по мощности и зольности углями. Поэтому она по кондициям отнесена к нерабочей. Мощность ее колеблется в пределах 8-40 м, возрастая с северо-запада на юго-восток. Средняя зольность пласта составляет 45,3%.

Коэффициент крепости угля и углистых пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова составляет ѓ = 1,5 - 3, разделяющих породные прослои ѓ = 2 - 8 и в отдельных случаях 11.

Вмещающие породы бассейна представлены со стороны кровли пласта 1 аргиллитами, алевролитами и песчаниками, а со стороны почвы пласта 3 - углистыми породами, алевролитами и песчаниками.

Физико-механические свойства пород изменяются в широких пределах в зависимости от глубины залегания и литологических разностей. Прочность вскрышных пород возрастает на глубине 50-70 м. Максимального значения прочность песчаников и алевролитов достигает на глубине 200-250 м, аргиллитов - на глубине 100-150 м. Основными составляющими породу являются глинистый и углистый материалы, сидерит, кальцит, пирит. Прослои карбонатного состава характеризуются незначительными окисями кремния (4-25%) и глинозема (4-11%). Вмещающие породы характеризуются средней крепостью ѓ = 4-8 и при разработке требуют применения буровзрывных работ.

Угли Экибастузского бассейна каменные, гумусовые, представленные блестящими (1-7%), полублестящими (20-39%), полуматовыми (43-45%) и матовыми (10-25%) их разностями. Плотность угля составляет 1,5 т/мі.

Угли почти всех пластов являются сильно минерализованными. Минерализация углей увеличивается с глубиной, достигая максимума в углях пластов ашлярикской свиты и нижней части карагандинской свиты.

По степени метаморфизма угли относятся к газовым, жирным и коксовым.

Угли поля №7 существенно различаются как по плотности, так и по зольности. Углистые породы с зольностью более 50% располагаются в интервале значений плотностью 1,65-2,2 т/ мі. Последнее объясняется большим и меньшим обогащением углистым веществом; что в свою очередь дает значительные колебания в выходе золы (50-75%). Среднее значение плотности для этих пород (1,89 т/мі) соответствует зольности 60,6%.

Содержание аналитической влаги углей в большинстве случаев колеблется от 0,6 до 3%. Содержание рабочей влаги изменяется в пределах 3,5-7,5%. Среднее значение рабочей влаги уменьшается с глубиной, что указывает на возрастающую плотность углей.

Угли месторождения малосернистые, содержание серы 0,5-0,6%.

Теплота сгорания рядового угля изменяется в среднем от 3380 до 4540 ккал/кг.

Угли пластов 1, 2 и 3 весьма труднообогатимы, что обусловлено тонким прорастанием самого вещества угля минеральными примесями.

Зона газового выветривания достигает глубины 200 м. Глубже нижней границы в интервале первых 100 м происходит наиболее интенсивное нарастание газоносности от 8-10 мі на 1 т горючей массы угля. В интервале последующих 200 м она увеличивается не более чем на 2-5 мі/т. г. м, а на участках максимального погружения пластов газоносность составит не более 20 мі/т. г. м. Основными компонентами газов являются метан и азот.

1.2 Инженерно-геологическая характеристика карьерного поля

Основным элементом временной гидрогеографической сети являются короткие слабо выраженные лога, впадающие в озера или замкнутые впадины. Среднегодовой модуль стока степных речек очень низкий - 0,5 л/сек с 1 км² площади бассейна. В весеннее половодье он увеличивается в 15-20 раз, поэтому весенний сток составляет 80-90% объема годового стока.

Основными водосодержащими породами являются угли и углистые аргиллиты. Алевролиты и аргиллиты обводнены значительно слабее. Среди водосодержащих пород, слагающих крылья мульды, наиболее водообильными являются кремнистые известняки. Основную роль в обводнении угольных разрезов играют подземные воды угольных пластов и вмещающих их пород. Заключенные в них подземные воды образуют множество водоносных микрогоризонтов, характеризующихся неравномерной водоносностью и затрудненной гидравлической взаимосвязью. До глубины 50-60 м породы продуктивной и надугольной толщ обладают повышенной обводненностью и образуют единый водоносный горизонт. Связано это с наличием множества водоносных микрогоризонтов и неравномерным воздействием дренирующего влияния специальных дренажных выработок. Наиболее водоносными в пределах разреза “Восточный” являются углистые породы карагандинской и ашляринской свит.

Расчет прогнозных водопритоков выполненный институтом «Центр-Гипро-шахт». За мощность водоносного горизонта принята вся толща водовмещающих пород, равная с учетом отработки уровня 55 м для горизонтов +120, +155, +20 м.

Коэффициент фильтрации для горизонта +120 м в среднем составляет 0,4 м/сут, горизонта +20-0,24 м/сут. Водоотдача вмещающих пород принимается равной 0,03 (до горизонта +120 м) и 0,012 (до горизонта +20 м). Атмосферные осадки, приняты на основании многолетних наблюдений и составляют в среднем 236 мм в год. Максимальные суточные ливневые осадки составляют 69,5 мм. Среднее многолетнее максимальное суточное количество осадков равно 28,5 мм.

Коэффициент пезопроводности в среднем составил 44000 мІ/сут.

Коэффициент поверхностного стока б1 для площади, занятой бортами и дном разреза в песчаных и углистых породах принимается равным 0,6. Для площади заключенной между бортами разреза и нагорными канавами б2 =50% от общего коэффициента стока и равняется 0,15.

Ожидаемый максимальный водоприток в границах поля №7 с учетом дождевых вод, на горизонте +120 составит 180 мі/ч, на горизонте +20-315 мі/ч.



2. Исходные положения для составления проекта

Поле участка №7 характеризуется пологим залеганием пластов. На транспортировании пород внешней вскрыши принимаю железнодорожный транспорт. Породы внешней вскрыши складируются во внешние отвалы. На транспортировании угля до усреднительного склада конвейерный транспорт.

В связи с необходимостью интенсивного развития добычных работ и необходимостью селективной выемки угля, с частичным усреднением в забое, считаю рациональным применение роторных экскаваторов. На добычных работах проектом приняты роторные экскаваторы SRs(K)-2000, забойные перегружатели BRs(K)-2000.65 и межуступный перегружатель ARs(k)-5500.95, с погрузкой угля на конвейерный транспорт. Далее по системе забойных, соединительных, подъемных и магистральных конвейеров уголь попадает на технический комплекс по усреднению угля.

Добычные работы ведутся с предварительным ослаблением массива угля с помощью буровзрывных работ. Для бурения по углю приняты станки СБР-160Б. 32 по породе 2 СБШ - 200 Н, зарядный агрегат МЗ-4 и забоечный агрегат С-2.

Для передвижки конвейерных ставов принят турнодозер на базе трактора ДЭТ-250. Для зачистки конвейеров - подборщик просыпей ПП-Д 443А.

Для вспомогательных работ по добыче, вскрыше и на отвале бульдозеры Т-330 и ДЭТ-250.

На вскрышных работах применяются экскаваторы ЭКГ-12ус и ЭКГ-6,3У с погрузкой горной массы в железнодорожные составы (думпкары 2ВС-105 и тяговые агрегаты ОПЭ-1). В связи с большими объемами горной массы вывозимых в отвал, принят экскаваторный двухярусный отвал. На отвальных работах приняты экскаваторы ЭКГ-12,5(16) и ЭШ-13/50.

Первый ярус отсыпают карьерные экскаваторы ЭКГ, 2-й ярус отсыпает драглайн ЭШ-13/50. Складируется порода на внешнем породном отвале.

Режим работы разреза принят круглогодичный 365 дней, на основных процессах связанных с добычей, вскрышей, транспортировкой горной массы, усреднении, отгрузке, принято 3 рабочих смены в сутки по 8 часов, для остальных работников, а так же служащих принят 8 часовой рабочий день, 21 выход в месяц.

3. Обоснование главных параметров карьера

Горно-геометрический анализ карьерного поля заключается в вычерчивании ряда положений работ через определенные интервалы (кратные годовому понижению уровню горных работ) его подвигания, определении для каждого положения фронта объема вскрышных и добычных работ и построений графиков режима горных работ.

При вытянутых карьерных полях для вскрытия и подготовки очередного по глубине горизонта необходимо на вышележащем горизонте выполнить определенный объем горных работ V_р.т. и V_о по проведению наклонной и нарезной траншеи и расширению ее для образования рабочей площадки Ш _р.п..

Таким образом для каждого этапа и для всего срока существования карьера, а также для различных вариантов вскрытия и системы разработки могут быть без значительных затрат труда получены конкретные планы работы карьера.

Горно-геометрический анализ карьерного поля заключается в проведении ряда положений фронта работ через интервалы кратные понижению (годовому) горных работ, его подвигания и определения для каждого положения фронта объёмов вскрышных и добычных работ и построение графика режима горных работ. При вытянутых карьерных полях необходимо выполнить определённый объём горных работ по проведению траншей, и образованию рабочих площадок шириной не меньше минимальной.

Исходным материалом для горно-геологического анализа участка №7 разреза “Восточный” при известной глубине, служит поперечное сечение по разведочной линии №61, на которой нанесены проектные контуры разреза, залежи полезного ископаемого, а также линии этапов, которые проводятся от центра разрезной траншеи на каждом горизонте под углом рабочего борта разреза до пересечения с дневной поверхностью или конечным контуром.

Конечная глубина карьера определяется аналитическим методом по формуле

Нk = (2 · k₂ / л · (М - m) - m) / (ctg г_л + ctg г_в), м(3.1)

где k₂-граничный коэффициент вскрыши, мі/мі

л-коэффициент неравномерности вскрышных работ (отношение наибольшего за период отработки карьера эксплуатационного коэффициента вскрыши к его среднему значению), л=1,4…1,8; должен приниматься по проекту-аналогу со сходными горно-геологическими условиями разработки.

М - нормальная мощность залежи угля (определяется по поперечному сечению), м

m -нормальная мощность прослоек породы в угольной залежи (определяется по поперечному сечению), м

г_л; г_в угол наклона нерабочих бортов карьера соответственно по лежачему и висячему боку.

Граничный или экономически целесообразный коэффициент вскрыши - это максимально допустимый коэффициент вскрыши, при котором, в данных условиях, открытая разработка месторождения является целесообразной. Граничный коэффициент вскрыши определяется по формуле

Кгр = (Спр - Сд) / Св, мі/т(3.2)

где Спр-предельно допустимая величина полной (с учётом вскрыши) себестоимости добычи угля, тенге/т;

Сд - себестоимость добычи угля, тенге/т;

Св - себестоимость вскрыши, тенге/т

Кгр = (339,6 - 135) / 106 = 1,93 мі/т

Величины себестоимости по процессам приняты по укрупнённым показателям экономического отдела АО «ЕЭК» разреза «Восточный».

Нк = (2,8· (610 - 220) - 220)/ 2,8562 = 305,3м

Принимаю конечную глубину карьера равную 300 метрам, угол рабочего борта равный 35 и нерабочего борта равный 14 градусам.

Определяем площадь вскрыши и угольной залежи, для каждого контура карьера находим объём вскрыши и добычи, рассчитываем контурный коэффициент вскрыши по следующим формулам

S_в = cf · hсл · М, мІ(3.2)

S_п = cd · hсл · М, мІ(3.3)

где cf - длина средней линии трапеции по вскрыше по левому борту, см;

hсл - высота слоя, см;

М - масштаб чертежа поперечного сечения, м/см.

Средние линии и высота слоя находятся измерением на чертеже.

Для определения объёмов полезного ископаемого и вскрышных пород по этапам отработки нужно площади сечения по этапам умножить на длину карьерного поля по простиранию

V_в = S_в · L, мі(3.4)

V_п = S_п · L, мі(3.5)

где S-площадь соответствующей трапеции, мІ;

L - длина слоя по простиранию, равна длине карьерного поля, м.

Для удобства данные результаты вычисления, измерения и расчётов заносим в таблицу 3.1

Таблица 3.1

Результаты горно-геометрического анализа

Горизонт	Объемы слоя	Объемы с нарастающим итогом	Кт	Кср
	Вскрыша, тыс. мі	Уголь тыс. мі	Вскрыша всего, тыс. мі	Уголь всего, тыс. мі
+180	3116,4		3116,4
+160	5375,4	6242,4	8491,8	6242,4	0,86	1,36
+140	5443,2	13608	13935	19850,4	0,4	0,7
+120	5180,1	20386,2	19115,1	40236,6	0,25	0,47
+100	5415,3	26748,3	24530,4	66984,9	0,2	0,36
+80	8506,5	29371,5	33036,9	96356,4	0,28	0,34
+60	16779	33022,5	49815,9	129378,9	0,5	0,38
+40	22849,02	32442,12	72664,92	161821,02	0,7	0,45
+20	30844,8	33384,96	103509,72	195205,98	0,9	0,53
0	36738,36	32478,84	140248,08	227684,82	1,1	0,61
-20	43032,96	32101,2	183281,04	259786,02	1,3	0,7
-40	41913,6	36438,4	225194,64	296244,42	1,15	0,76
-60	21547,14	36262,26	246741,78	332486,68	0,6	0,74
-80	8505	39690	255246,78	372176,68	0,2	0,68
-100		33100,6		405277,28

По результатам горно-геометрического анализа, объемы по вскрыше равны 255246780мі. Промышленные запасы угля P в границах поля №7 определяем из выражения

?Р = Уvпи г(3.6)

где Уvпи-промышленные запасы угля в границах поля №7 определяются по горно-геометрическому анализу, мі (таблица 3.1)

г-средняя плотность угля, т/мі.

?Р = 405277,28*1,5 = 607915900 т

Определяем средний коэффициент вскрыши



Кср = Уvв / УP мі/т(3.7)

где Уvв-объем вскрыши, мі

Кср=255246780 / 607915900 = 0,42

Зависимость нарастающих объемов вскрыши (Уvв) и угля (УP) от глубины (H) по полю разреза выражаем в графике горных работ (приложение Б).

Определение производственной мощности по углю, производим методом, на основе определения нормативной мощности Ар из выражения

Ар=Р / Т млн. т/год(3.8)

где Т- срок амортизации основных фондов. “Нормы технологического проектирования угольных и сланцевых разрезов” рекомендуют определять срок службы разреза, исходя из установленных промышленных запасов. При запасах 607915,9 т.т. срок существования карьера находится в пределах 40 - 75 лет, при этом производственная мощность карьера должна составить от 10 - 15 млн. т/год.

Проектом принимаем производительную мощность разреза по углю

Ар = 14 млн. тонн / год. Срок существования карьера - 45 лет.

Для определения производительности разреза по вскрыше воспользуемся формулой

Ав=Ар · Кср млн. мі/год(3.9)

Ав=14* 0,42 = 5,880 млн.мі/год

Для определения производительности разреза по вскрыше производим трансформацию графика режима горных работ в календарный. Для этого по принятой производительности Ар по полезному ископаемому определяем срок отработки i-го слоя с запасами Qi полезного ископаемого

Тi=Qi / Аi, лет (3.10)

Исходя из срока отработки слоя и объемов вскрышных пород в нем, определяем годовую производительность разреза в течении срока отработки слоя

Пi = Vi / Тi, мі/год(3.11)

Строим календарный график горных работ с распределением объёмов угля и вскрышных пород по этапам. Результаты расчётов построения календарного плана горных работ сводим в таблицу 3.2

Таблица 3.2

Результаты расчетов календарного плана горных работ

Этапы	Запасы угля, тыс. тонн	Время отработки, лет.	Объем вскрыши, тыс.мі	Требуемая производительность вскрыши, тыс. мі/год
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 Итого	9363,6 20412 30579,3 40122,45 44057,25 49533,75 48663,18 50077,44 49123,26 48151,8 54657,6 54393,39 59535 49650,9 607915,9	0,7 1,7 2,3 2,8 3,3 3,6 3,6 3,7 3,6 3,8 3,9 3,9 4,5 3,6 45	3116,6 5375,4 5443,2 5180,1 5415,3 8506,5 16779 22849,02 30844,8 36738,36 43032,96 41913,6 21547,14 8505 255246,78	3116,4 7679,1 3402 2354,6 1934 2658,3 4794 6346,95 8336,4 10205,1 11630,5 10747 5524,9 1932,9 5672

Ступенчатое скачкообразное распределение объемов вскрыши крайне неудобно, оно требует частого ввода в эксплуатацию новых мощностей, а затем такого же частого их вывода, к тому же из за такого распределения вскрышных объемов требуется завышенное количество вскрышного оборудования.

Выравнивание режима вскрышных работ достигается сглаживанием пиковых объемов и переносом их на более ранние и более поздние сроки. При этом производительность разреза по вскрыше принимаем кратной производительности вводимого в эксплуатацию вскрышного оборудования. Годовая и среднесуточная производительность разреза по углю и вскрыше, а также коэффициент эксплуатации вскрыши представлены в календарном плане горных работ демонстрационного листа.

4. Вскрытие карьерного поля и строительство разреза

Освоение карьерного поля необходимо начинать с подготовки поверхности. Так как поверхность карьерного поля 7 представлена степной равниной, то подготовка поверхности карьерного поля будет заключаться в снятии плодородного слоя земли.

В соответствии с установленными размерами территории карьерного поля, которая будет вовлечена в разработку на всех этапах развития горных работ и с тем, что на данной территории средняя мощность плодородного слоя составляет 0,5 метра, величина запасов почвенно-плодородного слоя земли, который необходимо, перед производством горно-строительных работ, снять представлены в таблице 4.1

На работах по снятию и доставке на склад почвенно-плодородного слоя земли принимаю скрепера типа - ДЗ-107-1 (q=45 тонн, Е = 25м3).

На складировании почвенного слоя земли во временный отвал бульдозер Т-330.

Техническая производительность скрепера ДЗ 107-1 определяется по формуле

Qтех = (3600*Е*Кн) / (Кр*Тц), м3/час(4.1)

Qтех = (3600*25*1,25 / 1,1*40 = 2556,81 м3/час

Эксплуатационная производительность бульдозера при работах по укладке и планировке почвы во временный земельный отвал определяется по формуле

Qэ = (3600*L*(b-a)*Кис) / (Z*(L*v + tп)), м3/час(4.2)

где L - длина планируемого участка, м

b - ширина полосы за один проход, м

a - ширина перекрываемой полосы за один проход, м

Z - число проходов по одному месту;

v - рабочая скорость при планировочных работах;

tп - время на повороты при каждом проходе, сек;

Кис - коэфициент использования оборудования;

Е - ёмкость ковша, м3;

Кн - коэффициент наполнения ножа скрепера;

Кр - коэффициент разрыхления;

То - время оборота скрепера, час

Qэ = (3600*7*(3,22-0,4)*0,85) / (2*(7*1,25+8)) = 1803 м3/час

Суточная производительность скрепера определяется по формуле

Qсут = (Тсм*Кис*((Е*Кн)/Кр))/То, м3/сут (4.3)

Qсут = (8*0,85*((25*1,25)/1,1)/0,89 = 1014 м3/сут

Площадь и объём снимаемого при формировании отвала (Fпо, Vпо), а также для подготовки поверхности карьерного поля 7, под производство горно-капитальных работ (Fк, Vк), почвенного слоя за год определяется по формулам соответственно

Fпо = Vфо*Lфо, м2(4.4)

Vпо = Fпо*mпо, м2(4.5)

где Vфо и Lфо годовое подвигание и длина фронта горных работ

соответственно.

Fпо= 47,48*6500 = 308668м2

Vпо= 308668*0,05 = 15433,4м2

Fк = Vк* Lк, м2(4.6)

Vк = Fк*mпо, м2(4.7)

где Vк и Lк-годовое подвигание и длина фронта горных работ соответственно, м/год

mпо - средняя мощность почвенного слоя на площади.

Fк=115*3000=345000м2

Vк=345000*0,05=17250м2

Скрепер занят на работе по процессу снятия плодородного слоя земли только в дневное время,в зимние и дождливые дни скрепер не работает. Число рабочих дней в году (при пятидневной рабочей неделе с учётом ремонтных дней и сезонной работы) равно 138 дням. Годовая производительность ДЗ 107-1 равна 139999м3/год.

В соответствии с нормами при расчёте производительности по снятию-укладке почвенно-плодородного слоя должен быть учтён 25% резерв производственных мощностей.

Поэтому на основании объёмов подготовительных работ и с учётом резерва производственных мощностей на данных работах принимаю:

- два скрепера типа ДЗ107-1 на обслуживании процесса по снятию и складированию плодородного слоя с территории карьерного поля №7;

- один скрепер типа ДЗ107-1 на обслуживании процесса по снятию и складированию плодородного слоя с территории, отведённой под сооружение внешнего отвала;

- один бульдозер типа т-330 на работах по укладке плодородного слоя, транспортируемого с территории, отведённой под сооружение внешнего отвала;

- один бульдозер типа Т-330 на работах по укладке плодородного слоя, транспортируемого с территории, отведённой под производство работ связанных с добычей полезного ископаемого на всех последующих этапах развития горных работ.

Складирование плодородного слоя земли произвожу за контурами рабочей зоны разреза, разрабатываемого карьерного поля №7.

4.1 Задачи вскрытия

Подготовительные работы:

- выравнивание поверхности;

- создание специальных площадок для монтажа горного оборудования;

- создание первичных подъездных автомобильных и железнодорожных путей к участкам горных работ и отвалам.

Одновременно с подготовкой поверхности выполняются специальные работы по осушению карьерного поля.

Подготовка поверхности и осушение карьерного поля месторождения, выполненные полностью или частично, позволяют приступить к горно-капитальным работам.

К горно-капитальным работам относятся работы по удалению покрывающих пород, созданию капитальных, разрезных траншей, которые позволяют начать систематическое производство вскрышных и добычных работ в строгом соответствии с проектом.

4.2 Определение объемов и основных параметров траншей

Вскрытие рабочих горизонтов осуществляется для обеспечения сформированных на уступах грузопотоков транспортными коммуникациями позволяющими перемещать грузы с рабочих горизонтов до пунктов приёма на поверхности.

Вскрывающие выработки начинаются с поверхности и заканчиваются на отметке рабочей площадки вскрывающего горизонта.

На основании проведённого анализа геологических данных по разведочным линиям поля 7 установлено, что в пределах карьерного поля 7 Экибастузского месторождения свита угольных пластов 1,2,3 имеет горизонтальную мощность 610 метров, общая мощность 180 метров, средний угол залегания 14 градусов.

Рельеф поверхности карьерного поля 7 представлен степной равниной.

В соответствии с перечисленными характеристиками залегания свиты угольных пластов 1,2,3 можно сделать заключение, что открытые работы будут глубинного вида.

Так как Экибастузское каменноугольное месторождение в пределах карьерного поля 7 можно отнести, по углу залегания угольных пластов, к наклонному, а породы внешней вскрыши в границах карьерного поля имеют значительный объём, то организация внутреннего отвалообразования в выработанном пространстве разреза, на проектируемом этапе, в данных горно-геологических условиях считаю нецелесообразным.

Количество, вид и расположение вскрывающих выработок считаю целесообразным принять после проведения анализа возможной пропускной способности траншей при их определённой конструкции, числа транспортных коммуникаций с целью обеспечить максимальную производственную мощность разреза по полезному ископаемому.

Расчёт провозной способности породной капитальной железнодорожной траншеи производим по указанной ниже методике.

Пропускная способность траншейных путей из условия равных скоростей движения в порожнем и гружёном направлении по перегону определяется (в парах поездов) по формуле

Nрасч - 30· р· Т / (tдв + ф) мі(4.8)

где р-число действующих путей на перегоне;

Т-время за которое исчисляется пропускная способность, Т=22 часа;

tдв - время движения по перегону;

ф - время на связь между отдельными пунктами, ф=2 мин.

Время движения гружёного (порожнего) состава по перегону определяется по формуле

tдв = 60·L / V мин(4.9)

где V-скорость движения по перегону, V=20 км/ч;

L - длина перегона.

Провозная способность характеризуется количеством груза, которое может быть перевезено по карьерным путям в единицу времени. Провозная способность карьерных путей определяется по формуле

М = Nрасч·Q мі/сут(4.10)

где Q-полезная масса поезда, мі.

Предварительно фактическую ёмкость породной вертушки, состоящей из 12 думпкаров, принимаю равной 480 мі (по опытным данным технологического отдела разреза «Восточный»). Годовая провозная способность определяется из расчёта круглогодичного графика работы железнодорожной капитальной породной траншеи внешнего заложения - 365 дня. Результаты расчёта представлены в таблице 4.1

Таблица 4.1

Провозная способность траншей

Параметры	Показатели
Проектная производственная мощность разреза по углю, т/год	14000000
Средний текущий коэффициент вскрыши, т/м3	0,42
Проектная производственная мощность разреза по вскрыше, м3/год	8500000
Полезная масса поезда, м3	480
Длина перегона, м	2600
Скорость движения по перегону, км/час	10
Время движения порожнего (гружёного) состава по перегону, мин	15,6
Время на связь между отдельными пунктами, мин	2
Число действующих путей на перегоне, путей	4
Время за которое исчисляется пропускная способность, час	22
Пропускная способность траншейных путей в грузовом и порожняковом направлении, пар поездов	150
Принимаю пропускную способность, пар поездов	150
Суточная провозная способность перегона, м3/сут	72000
Число суток работы перегона в году, сут	365
Годовая провозная способность перегона, м3/год	26280000

Принимаю одну породную капитальную фланговую траншею внешнего заложения, двухступенчатую с односторонним примыканием и отдельным выходом на поверхность железнодорожных путей, количество железнодорожных путей - 4.

Расчёт пропускной способности крутых траншей, вскрывающих добычные горизонты карьерного поля 7, произвожу по указанной ниже методике.

При необходимом годовом объёме перевозок Wг (Wг = Пи) и планируемом времени работы конвейерных линий в объёме Тг = 5365, часовая производительность подъёмных конвейерных ставов должна составить

Q' = Wг / Тг· Кг, т/час(4.11)

где Кг=0,935, коэффициент готовности конвейерной линии.

Q' = 14000000 / 5365 * 0,935 = 2791 т/час

Количество часов работы подъёмного конвейера Тг по технологическому процессу принято из расчёта затрат времени на технологическое обслуживание, перестройки конвейерных линий и воспроизводства горно-строительных работ для обеспечения вскрытия нижележащих угольных горизонтов.

Производительность технологического комплекса должна производиться по лимитирующему звену.

При работе ленточных конвейеров в технологическом комплексе непрерывного действия их производительность должна выбираться на 20% больше производительности лимитирующего звена.

Лимитирующими звеньями в данном виде технологического комплекса являются роторные экскаваторы SRS(k) - 2000.

В связи с вышеупомянутыми требованиями часовую производительность подъёмных конвейерных ставов определим по формуле

Q = 1.2* (Wг / (Тг * Кг)), т/час(4.12)

Q = 1,2 * (14000000 / (5365 * 0,935)) = 3349 т/час

В связи с принятым видом транспортной системы организации добычных работ в пределах карьерного поля 7, добыча и транспортирование угля будет производиться по поточной технологии.

Строительство вскрывающих добычные горизонты траншей производим в соответствии с планируемым развитием фронта добычных и вскрышных работ производим на стационарном (нерабочем) борту разреза.

Угол нерабочего борта, на котором планируется сооружение крутых траншей - 14 градусов, поэтому отстройку трассы крутой траншеи производим под углом 14 градусов.

В связи с большой протяжённостью фронта добычных работ, необходимостью уменьшения числа и протяжённости конвейерных линий, необходимостью разделения грузопотоков с разным качеством полезного ископаемого, считаю целесообразным вскрытие добычных горизонтов месторождения, в пределах карьерного поля 7, производить двумя стационарными угольными крутыми траншеями внутреннего заложения.

Примыкание железнодорожных путей капитальной породной траншеи к рабочим горизонтам планирую на смягчённом руководящем подъёме.

При данном виде примыкания предусматривается смягчение уклона капитальной траншеи к рабочему горизонту на 35% от руководящего подъёма. Смягчение подъёма облегчает трогание и разгон поезда, полезная масса которого рассчитана на условия равномерного движения на подъёме при локомотиве нормальной мощности.

Такое примыкание эффективно при высоте породных уступов более 12-15 метров и длинных перегонах.

В соответствии с интенсивным движением пункты примыкания со смягчённым подъёмом устраиваются на каждом уступе капитальной траншеи.

Величину смягчённого уклона можно определить по формуле

Iп = 0,65 * iр,%о (4.13)

где iр-величина руководящего подъёма,%

Iп = 0,65 * 40 = 26%о

Высоту участка смягчения определяем по формуле

Нс = Lс / ctgIп, м (4.14)

где Lс длина участка смягчения, м

Нс = 150 / 38,19 = 4 м

Длина трассы капитальной траншеи со смягчённым подъёмом определяется по формуле



Lт =v (Н - Нс)І + ((Н - Нс) * ctgiр))І + v НсІ + LсІ, м(4.14)

где Н - глубина заложения траншеи.

Lт = v (40 - 4)І + ((40 - 4) * 24,54))І + v4І + 150І = 1033,8м

Угол наклона крутой траншеи выбираем из расчёта оптимальных параметров энергоёмкости при транспортировании горной массы и минимальных объёмов горно-строительных работ при строительстве поперечной крутой траншеи. Принимаем угол наклона трассы крутой траншеи 14 градусов, при допустимом угле наклона конвейера при транспортировании угля 18 градусов.

Общую длину трассы поперечной крутой траншеи определяем по формуле

Lт.о = Нк * ctg ik, м(4.15)

где Нк - конечная глубина траншеи, м

Ctg iк - котангенс угла наклона конвейерного става.

Lт.о = 300 * 4,011 = 1283,5 м

Объёмы горно-капитальных работ при строительстве породных и угольных вскрывающих выработок определяем по следующей методике.

Ширину транспортной бермы капитальой траншеи с двумя железнодорожными путями определяем по формуле

Bт” = 3с + К + В +2Т + 2О + Z, м(4.16)

Bт” = 3 * 1 +1,5 +10 + 2 * 4,6 + 2 * 2 + 5 = 32,7 м



Ширину капитальной траншеи по низу с двумя железнодорожными путями определяем по формуле

Вт”' = 5c + В + 2К + 2Т + 2О, м (4.17)

Вт”' = 5 * 1 + 10 + 2 * 1,5 + 2 * 4,6 + 2 * 2 = 31,2м

Объём породной капитальной фланговой траншеи внешнего заложения двухступенчатой с односторонним примыканием и отдельным выходом на поверхность четырёх железнодорожных путей определим по формуле

Vт = ((4НуІ) / i) * ((Вт”' /2) + (2Ну / 3tg (б)))+(Вт”*НуІ)/2i),мі(4.18)

Vт = ((4*400)/0,04)*((31,2/2)+(2*20/0,8391*2)))+(32,7*400/2*0,04) =

=1423101,6 мі.

Так как мощность пород (наносов) покрывающих свиту пластов 1,2,3 в среднем составляет 10 -15 метров, то среднюю высоту уступа принимаем 12,5 метров

Объём разрезной траншеи определим по формуле

Vр = 0,5Ну * (Ну * ctg(б) + ctg (б у) + 2b) * Lф, мі(4.19)

разрезной траншеи понизу, при проходке экскаватором где b - ширина ЭКГ-6,3у, м;

ctg (б) - угол откоса борта капитальной траншеи со стороны рабочего - борта равный 80 градусам;

ctg (б у) - угол откоса борта капитальной траншеи со стороны нерабочего борта, равный 40 градусам;

Lф - протяжённость фронта горных работ первого уступа, м.

Vр = 0,5*12,5*(12,5*0,1763 + 12,5*1,1918 + 2*30) * 3000 = 1445625 мі

Ширина крутой траншеи №1 с двумя подъёмными конвейерными ставами определяется по формуле

Вк' = 2с + Т1 + Т2 + О, м(4.20)

где Т1 - ширина транспортной полосы под установку приводной станции подъёмного конвейера производительностью свыше 5000 т/час, м;

Т2 - ширина транспортной полосы под установку приводной станции подъёмного конвейера производительностью меньше 5000 т/час, м

О - безопасное расстояние между приводными станциями, м;

С - безопасное расстояние от борта крутой траншеи до транспортной полосы, м.

Вк' = 2*3 +12,5 + 8,5 + 1 = 28 м

Ширина крутой траншеи №2 с одним подъёмным конвейерным ставом

Вк” = 2с + Т1, м (4.21)

Вк” = 2*3 + 12,5 = 18,5 м

Воспроизводство горно-строительных работ при вскрытии каждого нового горизонта добычных работ будет производиться на протяжении всей эксплуатации разреза. Поэтому объём горно-капитальных работ по добычным работам будем производить по первому вскрытому добычному горизонту.

Объём крутой угольной траншеи №1 одного вскрытого горизонта определим по формуле

Vк' = 4((Нті * ctg (б у) / 3i) + ((НтІ * Вк') / 2i), мі(4.22)

Vк' = 4((12.5і * ctg(40)) / 3 * 0.248) + ((12.5І * 28) 2 * 0.248) = 21335.3 мі

Объём крутой угольной траншеи №2 одного вскрытого горизонта определим по формуле

Vк” = 4((Нті*ctg(б у)) / 3i) + ((НтІ*Вк”)/2i, мі(4.23)

где Нт - глубина крутой траншеи на нерабочем уступе, м;

i - уклон трассы крутой траншеи,%о;

ctg (б у) - устойчивый угол откоса борта крутой траншеи, градус.

Vк” = 4((1953*1,1918))/3*0,248) + ((156,25*18,5)/2*0,248) = 18342,6 мі

Общий объём горно-капитальных работ определим по формуле

Vгк = Vт + Vр + Vк” + Vк', мі (4.24)

Vгк = 1423101,6+1445625+21355,3+18342,6 = 2908424,5 мі

Таблица 4.2

Вскрывающие горные выработки

Вид траншеи	Назначение	Горно-строительный объём, м3	Наибольшая провозная способность, м3(т)/год	Вид транспорта	Число транспортных коммуникаций
Фланговая капитальная внешнего заложения	Породные горизонты	1423101,6	26280000	Железно- дорожный	4
Разрезная	Формирование первоначального фронта горных работ	1445625	13140000	Железно-дорожный	2
Поперечная крутая траншея №1	Вскрытие добычных горизонтов	21355,3	41911380	Конвейерный	2
Поперечная крутая траншея №2	Вскрытие добычных горизонтов	18342,6	27940920	Конвейерный	1



5. Система разработки

Выбор системы разработки зависит от горно-геологических и горнотехнических условий.

Так как месторождение разрабатывается от лежачего бока (14^о) к висячему (40^о), то принимаем углубленную систему разработки с проходкой разрезной траншеи в почве пласта 3.

Способ вскрытия предопределяет вывозку вскрышных пород во внешний отвал.

В связи с интенсивным развитием добычи угля, необходимостью селективной выемки, рационально применение роторных экскаваторов. Поточная технология достигается на основе применения на выемочно-погрузочных работах машин непрерывного действия, а на транспортировании угля до усреднительно-погрузочного комплекса - конвейерного транспорта. По опыту разреза “Восточный” применяем экскаватор с повышенным усилием копания SRS(k)-2000.

На транспортировании угля до усреднительно-погрузочного комплекса, расположенного на дневной поверхности со стороны нерабочего борта разреза, принимаю разветвлённую систему ленточных конвейеров.

Разветвлённая система ленточных конвейеров состоит из отдельных элеметарных систем в которые входят: забойный, соединительный, подъёмный и магистральный конвейера. Каждая элементарная система образует элементарный грузопоток с определённым качеством угля. Конечная точка элементарного грузопотока - усреднительный склад полезного ископаемого, где формируется потребительское качество полезного ископаемого.

На основе применения поточной технологии каждая единица оборудования, соответственно процессам, выполняемым горными и транспортными машинами, представляет собой технологическое звено.



5.1 Определение параметров элементов системы разработки на добычных работах

Количество единиц роторных экскаваторов типа SRS(k) - 2000 определяется по формуле

Nsrs =Кр * (Пи / Qsrs.г) = 1,2 * (14000000 / 5860000) = 2,4 (5.1)

где Пи - проектная годовая производственная мощность по углю, т/год;

Кр = 1,2, коэффициент резерва производственной мощности;

Qsrs.г = 5860000, годовая производительность роторного экскаватора SRS(k) - 2000, т/год

С учётом выполнения годовых, средних и капитальных ремонтов, а также по условиям усреднения качества углей в штабелях принимаю 3 экскаватора.

При работе технологического комплекса непрерывного действия его теоретическая производительность рассчитывается на 20% больше производительности лимитирующего звена (роторного экскаватора SRS(k) - 2000).

Qтк = Кз * Qэт, м3(5.2)

где Кз - коэффициент резерва мощности при работе одного экскаватора SRS(k) -2000 на одну конвейерную линию;

Qэт = 2604, техническая эксплуатационная производительность SRS(k).

Qтк= 1,2 * 2604 3124,8 т/час

Подъёмные конвейерные ставы рассчитаны на работу в следующем режиме. При работе одного роторного экскаватора на один подъёмный конвейер - один подъёмный угольный конвейерный став технической производительностью 2604 т/час.

Сменная эксплуатационная производительность комплекса оборудования определяется по лимитирующему звену (SRS(k) - 2000) по формуле

Qтк.см = Qsrs.ч * Кис * Кгк * Кз * Тсм, т/см (5.3)

где Тсм=8, продолжительность смены, час;

Кис=0,83, время нетехнологических простоев;

Кгк=0,97, коэффициент готовности комплекса оборудования;

Кз=0,95, коэффициент, учитывающий зимние условия.

Qтк.см= 2604*0,83*0,97*0,95*8 =15933т/см

Коэффициент использования одной конвейерной линии в течении смены определяется по формуле

Ксм = Тсм - Тпр / Тсм (5.4)

где Тпр=1,34, суммарное время нетехнологических перерывов, час.

Ксм= 8 - 1,34 / 8 = 0,83

Годовая производительность роторного экскаватора SRS(k)-2000 можно определить по формуле

Qsrs.г = Qsrs * Ксм * Кгк *Кз * Тсм * n *Тэг, т/год(5.5)

где Тэг = 234, среднее число суток работы экскаватора в году по поточной технологии, сут.

Qsrs.г = 3124 * 0, 7 * 0, 87 * 0,95 *3 * 234 *8 = 10150303,4 т/год

Среднее число суток работы роторного экскаватора по процессу принято по опытным данным технологического отдела разреза «Восточный».

Разработка угольных горизонтов роторными экскаваторами может производиться фронтальными, торцевым или тупиковым забоем.

Для уменьшения числа транспортных коммуникаций, уменьшения числа передвижек конвейерных линий и упрощения схем транспортирования угля планирую применение перегружателей следующих марок: BRs(k)-2000.65; Ars(k) - 5500.95.

Таблица 5.1

Техническая характеристика SRS(k)-2000

Параметры	Показатели
Высота копания, м	28
Глубина копания, м	3,5
Максимальный вылет оси ротора, м	3,7
Радиус разгрузки, м	40,5
Диаметр ротора, м	11
Число ковшей	32
Ёмкость ковшей	0,315
Ширина конвейерной ленты, м	1,8
Установленная мощность, кВт	3520

Таблица 5.2

Техническая характеристика перегружателей BRs(k)-2000.65, Ars(k)-5500.95

Параметры	Показатели BRs(k)-2000	Показатели ARs(k)-5500
Теоретическая производительность по разрыхленной горной массе	5500	5500
Вылет разгрузочной стрелы от оси машины, м	41,5	96
Угол поворота разгрузочной части, град.	220	220
Вылет приёмной стрелы, м	23,5	46
Высота разгрузки, м	2,5-14	5,5-32
Высота приёма, м	4-9,5	7-22
Ширина конвейерной линии, мм	2000	2000

В работе технологических комплексов принимаю 1 перегружатель ARs(k)-5500.95 и 1 перегружатель BRs(k)-2000.65.

Ширину рабочей площадки роторного экскаватора работающего на конвейер производительностью 5989,2 т/час по схеме с оставлением резервной заходки определяется по формуле

Шрп = Аi+Zi+3C+Z+Ta+Ai'+Шпс, м(5.6)

где С=1,безопасное расстояние между конвейерной линией и автодорогой;

Та = 4, ширина автодороги, м;

Аi' = 30, ширина резервной заходки, м;

Z - ширина бермы безопасности, м;

Zi - ширина предохранительной полосы, м;

Ai - ширина заходки SRS(k) - 2000, м;

Шпс - ширина приводной станции забойного конвейера.

Шрп = 50,4 + 7,5 + 3*1 + 12,5 + 4 + 6 +30 = 113,4 м

Наличие резервной заходки позволяет предотвратить жёсткую связь между работами на смежных уступах, без неё врезка в новую заходку на нижнем уступе невозможна без передвижки конвейера на верхнем.

При большой протяжённости фронта горных работ роторного экскаватора дополнительные полосы зимних запасов и резервные заходки могут не предусматриваться, если требуемые запасы размещаются в пределах одной заходки.

Полоса резервной заходки является и площадкой для перегона экскаватора при его работе с холостыми переходами вдоль фронта работ. Так для перегона экскаватора SRS(k) -2000 требется площадка шириной 30 метров.

Высота забоя (уступа) нижестоящего уступа, при разработке резервной заходкой ограничивается линейными параметрами перегружателя и погрузочного лотка (питателя) конвейера

Ну = Нра - Нл - Нб, м(5.7)

где Нра - максимальная высота разгрузки ARS(k), м;

Нл - высота погрузочного лотка, м;

Нб - безопасный зазор между погрузочным лотком и стрелой ARS(k),м

Ну = 32 - 4 - 0,5 = 27,5 м

По условиям правил техники эксплуатации минимальный зазор между верхней бровкой уступа и стрелой перегружателя (при верхней погрузке на конвейер) должен быть не менее 1,5 метра.

Высота уступа по условиям безопасности для схем с верхней погрузкой перегружателем на конвейерный транспорт определяется по формуле

Ну = Нра - ((а/ ctg(j) * 2 + a*2) + ((Z +Шк / 2) / ctg (j)), м(5.8)

где а - безопасный зазор по правилам ПТЭ, м;

j - угол наклона стрелы при максимальной высоте разгрузки, градус;

Z -ширина бермы безопасности, м;

Шк - ширина полосы установки конвейерного става, м.



Ну = 32 - ((1,5 / ctg (16))*2 + 1.52)+((3.1 + 12.5 / 2) / ctg (16)) = 25.4 м

Принимаю высоту разрабатываемого нижнего уступа равную 25 метрам.

Практический опыт показал, что при применении экскаваторов SRS(k) -2000 разработка угольных уступов высотой 28 метров не рациональна, так как сопровождается постоянным и интенсивным скатыванием с большой скоростью негабаритных кусков и обрушении внутризабойных заколов, которые образуются при ведении взрывных работ по рядам сетки скважин. Такая работа опасна, как для обслуживающего персонала, так и для оборудования. Исходя из выше изложенного принимаю как при работе на уровне стояния экскаватора SRS(k) -2000,так и при работе с верхней погрузкой в комплексе с ARs(k) на конвейерный транспорт высоту уступа равную 25 метрам.

Длина фронта уступов определяется размерами карьерного поля в плане, конечной и текущей глубиной карьера, принятой системой разработки.

Максимальное число добычных уступов при продольной однобортовой углубочной системе разработки определяется по формуле

Nуд = М / Шрп + Ну* (ctg (б) - ctg (в)), горизонтов(5.8)

где М - горизонтальная мощность залежи, м;

ctg (б) - угол откоса добычного уступа, градус;

ctg (в) - угол падения залежи, градус;

Шрп - ширина рабочей площадки роторного экскаватора.

Nуд = 610/83,5 + 25* (ctg (70) + ctg (14)) = 2 горизонта

Принимаю 2 рабочих добычных горизонта

Интенсивность работ характеризуется скоростью подвигания экскаваторных забоев. Скорость подвигания торцевого забоя при ширине забоя и суточной производительности роторного экскаватора (Qsrs.сут) при погрузке на конвейерный транспорт составляет

Vп.з. = (Qsrs.сут / г) / (А * Ну), м/сут(5.9)

Vп.з = (36340 / 1,5) / (50,4 * 25) = 19,23 м/сут

Время отработки блока (заходки) определяется по формуле

tбл = Lбл.ср / Vп.з., сут(5.10)

tбл = 3000 / 19,23 = 156 сут

Темп углубления горных работ определяется по формуле

Ур = Ну / tэт, м/год(5.11)

где tэт - среднее время отработки одного этапа принимается время

отработки одного уступа по полезному ископаемому, год

tэт = Vэт / n * Qsrs.г, год(5.12)

tэт = 28708125 / 1 * 5860000 = 2,6 года

Ур = 25 / 2,6 = 9,6 м /год

Скорость подвигания фронта добычных работ определяется по формуле

Vфр = Qsrs.г / (L бл * Ну *г), м/год(5.13)

Vфр=5860000/3000*25*1,5=62м/год.



Для транспортировки угля применяется конвейерный транспорт с конвейерными линиями с производительностью 5250 м³/час. Для вывозки вскрыши применяем железнодорожный транспорт с тяговыми агрегатами ОПЭ-1, с думпкарами 2ВС-105.

Для полной стабилизации зольности выдаваемого из разреза угля необходимо внутрикарьерное усреднение, которое может быть достигнуто лишь при одновременной разработке пластов 1,3 или 2,3.

Коэффициент крепости углей по шкале Протодьяконова (1,5-4), разделяющие породные прослойки 5-6м, иногда до 10м. Для разработки таких углей и породных прослойков необходимо производство буровзрывных работ.

На проектируемом карьере принимаем двухуступную систему разработки, что обеспечит наибольшую эксплуатируемость всего горнодобывающего комплекса.

По мере подвигания нижних уступов между блоками оставляют угольный целик, на котором размещены соединительные конвейера экскаваторов верхних уступов.

Ширина целика по верху определяется из безопасного размещения на нём двух конвейерных линий, автодороги и берм безопасности, и составит 32 м. При угле откоса 60^о и высоте 25 м ширина его по низу будет равна 77 м. Длина целика в среднем будет составлять: мощность залежи за исключением расстояние, до которого может хватать параметров горнодобывающего комплекса, и в среднем будет равняться 350 м. Объём целика будет равен 375375 м³.

Надобность в целике отпадает после отработки запасов угля верхних горизонтов. Поэтому отработку целика рекомендуется производить тем экскаватором, который последним закончит работы на верхнем горизонте.

К моменту отработки целика должны быть закончены работы по углубке траншеи для подъёмных конвейеров, и монтаж линий соединительных конвейеров.