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

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

Содержание

Введение

. Общие сведения

.1 Географическое и административное положение района

.2 Горно-геологическая характеристика месторождения

.3 Инженерно-геологическая характеристика карьерного поля

. Исходные положения для составления проекта

. Обоснование главных параметров карьера

. Вскрытие месторождения и строительство разреза

.1 Задачи вскрытия

.2 Определение объёмов и основных параметров траншей

. Система разработки

5.1 Определение параметров элементов системы разработки на добычных работах

.2 Определение параметров элементов системы разработки на вскрышных работах

5.3 Подготовка новых горизонтов

. Подготовка горных пород к выемке и погрузке

.1 Выбор бурового оборудования

.1.1 Производительность буровых станков

.1.2 Расчет буровзрывных работ на вскрышном комплексе

.1.3 Расчет буровзрывных работ на добычном комплексе

.2 Механизация взрывных работ

.3 Техника безопасности

. Выемочно-погрузочные работы

.1 Обоснование выбора оборудования для вскрышных работ

.2 Обоснование выбора оборудования для добычных работ

. Карьерный транспорт

.1 Транспорт на вскрышном участке

.2 Транспорт на добычном участке

. Отвалообразование

.1 Рекультивация земель нарушенных горными работами

. Осушение и водоотлив

.1 Определение притоков грунтовых, поверхностных и атмосферных вод в карьере

. Охрана окружающей среды

. Ремонт горного и транспортного оборудования

. Электроснабжение карьера

. Автоматизация производственных процессов

.1 Автоматизация горно-транспортных комплексов

.2 Автоматизация одноковшовых экскаваторов

.3 Автоматизация роторных экскаваторов

.4 Автоматизация ленточных конвейеров

. Аэрология карьера

. Охрана труда и техника безопасности

.1 Техника безопасности

.2 Производственная санитария

.3 Пожарная безопасность

. Генеральный план

.1 Основные промышленные площадки

. Управление горным предприятием

. Экономическая часть

.1 Режим работы

.2 Капитальные затраты на строительство карьера

.3 Расчет себестоимости добычи угля

.4 Технико- экономические показатели проектируемого разреза

. Путь и путевое хозяйство на отркрытых горных работах

.1 Особенности содержания передвижных путей

.2 Срок службы деревянных шпал

.3 Ремонт шпал и брусьев в специализированных пунктах

.4 Контроль состояния пути

.5 Планирование работ по содержанию железнодорожных путей

.6 Производственная база путевой машинной станции

.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 65º.

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 ƒ = 1,5 - 3, разделяющих породные прослои ƒ = 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 ƒ = 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/м³.

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/ м³. 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/м³) 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 м³ на 1 т горючей массы угля. В интервале последующих 200 м она увеличивается не более чем на 2-5 м³/т. г. м, а на участках максимального погружения пластов газоносность составит не более 20 м³/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 м²/сут.

Коэффициент поверхностного стока α1 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 α2 =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 м³/ч, на горизонте +20-315 м³/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 / λ · (М - m) - m) / (ctg γ_л + ctg γ_в), м(3.1)

где k₂-граничный коэффициент вскрыши, м³/м³

λ-коэффициент неравномерности вскрышных работ (отношение наибольшего за период отработки карьера эксплуатационного коэффициента вскрыши к его среднему значению), λ=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

γ_л; γ_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, м³/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 м³/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, м²(3.2)

S_п = cd · hсл · М, м²(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, м³(3.4)

V_п = S_п · L, м³(3.5)

где S-площадь соответствующей трапеции, м²;

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. м³	Уголь тыс. м³	Вскрыша всего, тыс. м³	Уголь всего, тыс. м³
+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 255246780м³. Промышленные запасы угля P в границах поля №7 определяем из выражения

∑Р = Σvпи γ(3.6)

где Σvпи-промышленные запасы угля в границах поля №7 определяются по горно-геометрическому анализу, м³ (таблица 3.1)

γ-средняя плотность угля, т/м³.

∑Р = 405277,28*1,5 = 607915900 т

Определяем средний коэффициент вскрыши

Кср = Σvв / ΣP м³/т(3.7)

где Σvв-объем вскрыши, м³

Кср=255246780 / 607915900 = 0,42

Зависимость нарастающих объемов вскрыши (Σvв) и угля (ΣP) 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. м³/год(3.9)

Ав=14* 0,42 = 5,880 млн.м³/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, м³/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.м³	Требуемая производительность вскрыши, тыс. м³/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 + τ) м³(4.8)

где р-число действующих путей на перегоне;

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

tдв - время движения по перегону;

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 м³/сут(4.10)

где Q-полезная масса поезда, м³.

Предварительно фактическую ёмкость породной вертушки, состоящей из 12 думпкаров, принимаю равной 480 м³ (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 =√ (Н - Нс)² + ((Н - Нс) * ctgiр))² + √ Нс² + Lс², м(4.14)

где Н - глубина заложения траншеи.

Lт = √ (40 - 4)² + ((40 - 4) * 24,54))² + √4² + 150² = 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 = ((4Ну²) / i) * ((Вт”’ /2) + (2Ну / 3tg (α)))+(Вт”*Ну²)/2i),м³(4.18)

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

=1423101,6 м³.

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(α) + ctg (α у) + 2b) * Lф, м³(4.19)

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

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

ctg (α 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 м³

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((Нт³ * ctg (α у) / 3i) + ((Нт² * Вк’) / 2i), м³(4.22)

Vк’ = 4((12.5³ * ctg(40)) / 3 * 0.248) + ((12.5² * 28) 2 * 0.248) = 21335.3 м³

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

Vк” = 4((Нт³*ctg(α у)) / 3i) + ((Нт²*Вк”)/2i, м³(4.23)

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

i - уклон трассы крутой траншеи,%о;

ctg (α 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 м³

Общий объём горно-капитальных работ определим по формуле

Vгк = Vт + Vр + Vк” + Vк’, м³ (4.24)

Vгк = 1423101,6+1445625+21355,3+18342,6 = 2908424,5 м³

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 (α) - ctg (β)), горизонтов(5.8)

где М - горизонтальная мощность залежи, м;

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

ctg (β) - 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 / γ) / (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 *γ), 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.

Экскаватор перегоняется на нижний горизонт в выработанное пространство блока. Отработка целика производится двумя заходками с погрузкой на соединительный конвейер, при отработке второй заходки используется забойный перегружатель BRs(k)-2000.65.

Н1 Н2

g

пласты 1, 2, 3

Рисунок 5.1 - Поперечный контур разреза на n-й год эксплуатации

__________ - при одноуступном фронте

_ _ _ _ _ _ _ - при двухуступном фронте

Поточная технология, применяемая на добыче угля, требует создания технологии по усреднению угля. Для формирования необходимой зольности внутри состава. Такая практика показала, что в результате неравномерного поступления составов под погрузку имеет место значительная недоиспользованная оборудованием производительность горного транспорта. Формирование однородности качества угля многостадийный технологический процесс, состоящий из ряда последовательных операций.

На данный момент разработано несколько технологических схем усреднения угля. Управление качеством добываемого угля начинается при разработке геолого-технологической карты. Оператор центрального диспетчерского пункта, определяет средневзвешенную зольность по забоям. Затем производит настройку конвейеров поверхностного комплекса на необходимый штабель, и дает команду машинистам экскаваторов на начало погрузки.

На поверхностном комплексе по данному варианту предусмотрен комплект машин непрерывного действия германской фирмы ”MAN-ТАКRAF”, состоящий из штабелеукладчика и усреднительно-погрузочной машины.

Принцип работы данного варианта заключается в формировании угольных складов посредством штабелирования в них угольных пачек различной зольности. Объемы этих пачек определяются процентным соотношением их зольности для получения средневзвешенного значения зольности угля отгружаемого в вагоны.

Также необходимо создание пункта перегрузки угольных потоков с магистральных конвейеров на любой из складов.

Объемы складов определяем из производительности разреза и времени на возможное ожидание (задержки) подачи вагонов под погрузку.

Суточная добыча разреза определена в размере 38356,2 тонн, из этого следует, что объем складов необходимо создать вместимостью трехсуточной добычи угля

Vск = Qсут · 3, т(5.14)

Vск = 38356,2 * 3 = 115068,6 т

Определяем необходимое количество складского оборудования УПМ

Nшу = (Qcут раз / Qсут упм) · К,шт(5.15)

Принимаем 2 УПМ и 2 штабелеукладчика, которые будут работать на 2 автономных склада.

5.2    Определение параметров элементов системы разработки на вскрышных работах

Горно-геологические условия залегания пустых пород вскрыши в границах карьерного поля 7 предопределили применение транспортной системы разработки, которая заключается в транспортировании вскрышных пород на внешний отвал.

Большая протяжённость фронта горных работ и расстояния до формируемого внешнего породного отвала позволяет принять на транспортировании пород внешней вскрыши железнодорожный транспорт. В связи с высокой крепостью пород и трудностью экскавируемости пород внешней вскрыши считаю целесообразным применение в качестве выемочно-погрузочного оборудования применение одноковшовых экскаваторов типа механической лопаты.

На отработке вскрышных пород планирую использование одноковшовых экскаваторов следующих марок:

разработка породных горизонтов контактирующих с кровлей угольного пласта - экскаваторы с удлинённым рабочим оборудованием типа ЭКГ-6,3у с погрузкой выше уровня установки;

2 - отработку вскрышных уступов производить экскаватором типа ЭКГ-12ус

Для выбора необходимого числа единиц выемочно-погрузочного оборудования необходимо рассчитать производительность экскаваторов.

Часовая эксплуатационная производительность одноковшового экскаватора определяется по формуле

Qэкс.ч = 3600*Е*Кн/(Кр/tц), м3/час(5.16)

где Е - ёмкость ковша, м3;

Кн - коэффициент наполнения ковша в породном забое;

Кр - коэффициент разрыхления породы в ковше;

tц - время рабочего цикла экскаватора, с.

Qэкс.ч = 3600*12*0,8/(1,35/32) = 34560/43,2 = 800 м3/час

Годовая производительность одноковшового экскаватора определяется по формуле

Qэкс.г = Qэкс.ч *Ктр*Ксм*Кз*Кзаб*Тсм*n*Тдн, м3/год(5.17)

где Ктр=0,7, коэффициент использования по транспортным условиям;

Ксм=0,83,коэффициент использования сменного времени,

Кз=0,95, коэффициент учитывающий зимние условия;

Кзаб=0,95;0,9 коэффициент учитывающий экскавируемость породного забоя для забоев на работах по зачистке и чистопородных забоев соответственно;

Тсм=8, продолжительность смены, час;

n =3, число смен в сутки, смен;

Тдн =276, число суток работы экскаватора в году, дней.

Результаты расчёта производительности приведены в таблице 5.2.1

Таблица 5.2

Производительность экскаваторов

Параметры	Ед.изм.	ЭКГ-12ус	ЭКГ-6,3у
Ёмкость ковша	м3	6,3
Время рабочего цикла	Сек	32	35
Коэффициент наполнения		0,8	0,9
Коэффициент использования		0,83	0,83
Коэффициент разрыхления		1,35	1,2
Коэффициент зимы		1	1
Коэффициент забоя		0,9	0,95
Коэффициент транспортный		0,7	0,7
Продолжительность смены	час	8	8
Число смен в сутки	смен	3	3
Число рабочих дней в году	сут	276	276
Производительность
Техническая	м3/час	882,7	486
Забойная эксплуатационная	м3/час	659,4	383,21
Сменная	м3/см	3692,7	2145,98
Суточная	м3/сут	11078,2	6437,9
Годовая	м3/год	3057601,8	1776872,7
Параметры	Ед.изм.	ЭКГ-12ус	ЭКГ-6,3у
Количество единиц	шт	3	1
Итого	м3/год	9172806	1776872,7
Годовая производственная мощность	м3/год		23249061
Принимаю количество экскаваторов с учётом запаса по мощности 20%	шт	3	1
Резерв производственной мощности	м3/год		1600000

Таблица 5.3

Техническая характеристика ЭКГ

Параметры	Ед. изм.	ЭКГ-12ус	ЭКГ-6,3у
Ёмкость ковша	м3	12	6,3
Радиус черпания	м	27	35
Высота черпания	м	22	30
Радиус разгрузки	м	25	33

Высота уступа согласно правилам безопасности ведения горных работ, не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора ЭКГ-12ус т.е. Ну < Нч. т.е. принимаем проектом высоту уступа на вскрышных работах равную 20 м, так как 20 м < 22 м.

Определяем ширину заходки:

Азах = 1,7 · Rч,м. (5.18)

где Rч- радиус черпания экскаватора, м (см. табл.5.2.2)

Азах = 1,7*27 = 45,9м

Определяем ширину рабочей площадки

Шр.п. = Rр + С1 + Т + Пв+Z,м(5.19)

где Rр- радиус разгрузки, м (см. табл.5.2.2)

С1- расстояние от нижней бровки уступа развала до оси пути, м

Т- ширина транспортной полосы, м

Пв- полоса для вспомогательного оборудования, м

Шрп = 25 + 3,5 + 4 +3,5 +10,4 = 46,4 м

Определяем берму безопасности

Z = Ну · (ctg b - ctg α),м(5.20)

Z = 20 * (ctg (55) - ctg (80))=10.4 м

Определяем скорость проходки блока экскаватором ЭКГ-12ус

Uпр = Qсут / Ну · Азах,м/сут(5.21)

Uпр = 11078,2 / 20*45,9=12м/сут

5.3    Подготовка новых горизонтов

Подготовка новых горизонтов осуществляется системой тупиковых траншей. Вследствие размещения всех транспортных коммуникаций на одном борту, развитие горных работ будет осуществляться в горизонтальном и вертикальном направлениях. Технология ведения горных работ с применением конвейерного транспорта по принятой технологической схеме предусматривает четкую взаимоувязку работ по подготовке и отработке новых горизонтов, отработке межблочных целиков, углубки траншей под угольные подъемники, монтажу и демонтажу конвейерных линий.

Нарезку новых горизонтов, по угольной массе осуществляют экскаваторами типа SRs(K)-2000. Роторный экскаватор после отработки части запасов в основном горизонте переводят на нарезку нового горизонта и за тем им же в комплексе с наклонным транспортным мостом производят погрузку угля на находящимся в том же положении забойные конвейеры вышележащего основного горизонта. Это позволяет совместить погрузку угля одним роторным экскаватором на забойные конвейерные линии без изменения их положений, сократить работы по монтажу и демонтажу конвейеров, а также создавать запас времени (более года) для углубления траншей под угольные подъемники и монтажа новых конвейерных линий на новом горизонте. Начало нарезки нового добычного горизонта определяется подвиганием фронта работ от стационарного борта на расстояние обеспечивающие ее нарезку, и углами падения новых пластов 3.

6. Подготовка горных пород к выемке и погрузке

Среди способов подготовки горных пород к выемке особое место занимают буровзрывные работы, затраты на которые в себестоимости добычи полезных ископаемых составляет 20 - 35%. От их правильной организации зависит производительность выемочного, транспортного, отвального и вспомогательного оборудования.

Наиболее трудоемким и сложным процессом является бурение взрывных скважин.

Организация буровых работ осуществляется в соответствии с инструкциями по эксплуатации буровых станков и взаимоувязку бурения с другими процессами на разрезе.

Бурение взрывных скважин на открытых горных работах осуществляется как с закреплением, так и без закрепления буровых станков, потребует строгой увязки производительности буровых станков и экскаваторов.

Комплекс работ по подготовке горных пород к выемке буровзрывным способом, включает в себя: подготовку блока к бурению, обуривание блока, заряжание скважин, проведение взрыва и подготовка к экскавации.

Подготовка блока к буровым работам состоит из работ по подготовке площадки (освобождение площадки блока от оборудования, транспортных и энергетических коммуникаций, планировки площадки блока, устройство дорог и съездов, подготовки и составления проекта бурения, т.е. доставка на блок буровых станков и вспомогательного оборудования, монтажа ЛЭП и подключение станков, приведение оборудования в рабочее состояние).

Процесс буровых работ на блоке организуется таким образом, чтобы было обеспечено снижение потерь, и увеличение чистого времени бурения каждым станком. Это достигается за счет: установления окончательной последовательности бурения отдельных скважин, своевременного выполнения комплекса вспомогательных и обслуживающих работ, выделение для каждого станка отдельного фронта работ и обеспечения максимально возможной их автономности.

При бурении первого ряда скважин буровой станок должен располагаться перпендикулярно к бровке уступа, а расстояние от гусениц до бровки уступа должно быть не менее 3 метров.

6.1 Выбор бурового оборудования

Покрывающие вскрышные породы поля №7 имеют коэффициент крепости 6-8 по шкале проф. Протодьяконова, плотность пород составляет 2,2 - 2,4 т/м³, поэтому для производства буровых работ требуется мощное буровое оборудование, которое могло бы бесперебойно и в заданные сроки подготавливать блок под проведение взрывных работ. В соответствии с параметрами системы разработки при ведении вскрышных работ принимаем буровой станок шарошечного бурения 2СБШ-200Н.

Данные станки предназначены для бурения вертикальных и наклонных скважин в породах крепостью от 6 до 12. Уголь данного поля имеет плотность 1,54 т/м³ и относится к породам 2-4 категории крепости по шкале проф. Протодьяконова. Так как на выемке угля используются роторные экскаваторы SRS (k)-2000, то для обеспечения ритмичной работы экскаваторов принимаем буровые станки типа СБР-160Б.32.

Таблица 6.1

Техническая характеристика буровых станков

Параметры	2СБШ-200Н	СБР-160Б.32
Диаметр долота, мм Глубина бурения, м Частота вращения долота, 1/с Скорость подачи, м/с Усилие подачи, кН Скорость передвижения станка, км/ч Показатель трудности бурения	215 40 2,5-5,2 0,025 300 0,6 6	160 32 1,65 0,5 130 0,9 5

6.1.1 Производительность буровых станков

Скорость бурения станков шарошечного бурения определяется:

Uбур= Ро · nв / 5·Пб · dд,м/ч(6.1)

где Ро - осевое усилие на долото, МН (таблица6.1);

nв- частота вращения бурового става, 1/с (таблица 6.1);

Пб- показатель трудности бурения;

dд- диаметр долота, м (таблица6.1).

Uбур = 0,22 ·2,7 / 5· 6· 0,215² =0,42 м/мин

Сменную производительность бурового станка на вскрышных работах определяем по формуле

Qб/ст = (Тсм · Ки) / tо + tв,м/см(6.2)

где Тсм- время смены, мин;

Ки- коэффициент использования рабочего времени;

tв- вспомогательное время, ч;

tо = 1/Uбур - основное время бурения.

Qб/ст = 480· 0,9 / ((1 / 0,54) + 0,5) = 183,8 м/см

Определяем годовую производительность 2СБШ-200Н

Qг = Qб/ст · Nсм,м/г(6.3)

Qг = 155,4· 320 = 49728 м/год

Скорость бурения станков шнекового бурения определяется

Uбур=(Ро · nв)/ 400·Пб² · dд ²,м/мин(6.4)

Uбур = 37,5· 4,2/400· 5²· 0,17 = 0,54 м/мин

Сменную производительность бурового станка на добычных работах определяем по формуле

Qб/ст = Тсм · Ки / tо + tв,м/см(6.5)

Qб/ст = 480· 0,95 / ((1 / 0,54) + 0,5) = 194м/см

Определяем годовую производительность СБР-160Б.32

Qг = Qб/ст · Nсм, м/г(6.6)

Qг = 183,8· 320 = 62080м/г

Количество буровых станков nб/ст рассчитывается исходя из объема горной массы, подлежащей обуриванию Vг.м. и выхода взорванной горной массы qг.м. с 1 метра скважины.

Определяем количество буровых станков на вскрышном участке

nб/ст = Vг.м. / Qг,qг.м.(6.7)

nб/ст = 800000/49728*69,1=3б/ст

Определяем количество буровых станков на добычном участке

nб/ст = Vп.и. / Qг,qг.м(6.8)

nб/ст =14000000/62080*54,2=5б/ст

6.1.2 Расчет буровзрывных работ на вскрышном комплексе

Любой взрыв должен быть выполнен в соответствии с “Типовым проектом ведения буровзрывных работ”. При этом удельный расход ВВ принимаем по данным института НИИОГРа рассчитанным и установленным специально для Экибастузского месторождения. На вскрышных работах, исходя из крепости пород, принимаем буровой станок шарошечного бурения 2СБШ-200Н и взрывчатое вещество граммонит 79/21. Принимаем порядную схему коммутации заряда ВВ при многорядном короткозамедленном взрывании.

Определяем линию сопротивления по подошве уступа

Wспп=53 · Кв · Dскв · √∆ / (Кп · γ),м(6.12)

где Кв - коэффициент, учитывающий взрываемость пород

∆ - плотность заряжения, г/см³;

Кп - переводной коэффициент от эталонного к заряженному ВВ;

Dскв - диаметр скважины с учетом распирания стенок скважины.

Определяем диаметр скважины

dскв = 1,05 · dд, м(6.13)

dскв = 1,05· 0,215 = 0,23м

Wспп = 53· 1,2· 0,23√ 0,8 / 1 ·2,5 = 7,8м

Рассчитанная линия сопротивления по подошве уступа проверяется по условию безопасности ведения работ Wспп ≥ Wб

Wб = Ну · ctgα + С,м(6.14)

где α- угол откоса уступа, градус

С - безопасное расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, м

Wб = 20· 0,3249 + 2 = 8,5 м

По условию безопасности принимаю Wспп = 8,5 м.

Определяем длину скважины

Lскв = (Ну + Lпер),м(6.15)

Lскв = 20 +2,99 = 22,99 м

Определяем длину перебура

Lпер = 13 · dскв,м(6.15)

Lпер = 13· 0,23 = 2,99м

Определяем длину забойки

L заб = (0.5 - 0.75) · Wспп,м(6.16)

Lзаб = 0,5· 8,5 = 4,25 м

Определяем расстояние между скважинами в ряду

a = m · Wспп,м(6.17)

а = 1,1· 8,5 = 9.35 м

Определяем расстояние между рядами

в = Wспп / m,м(6.18)

в = 8.5 *0,9 = 7,7м

Определяем вместимость 1м. скважины

р = 0,785 · dс² · Δ,кг / м. (6.19)

р = 900 ·0,23²· 0,785 = 37,4 кг/м

Определяем массу скважинного заряда

Q = р (Lскв-Lзаб), кг(6.20)

Q = 37,4 (22,99- 4,25) = 700,9 кг

Определяем число рядов скважин

nр = А / в, ряда(6.25)

nр = 30 / 7,7 = 3.89 ряда

Принимаю число рядов равное 4.

Определяем число скважин в ряду

nс = Lбл / а,скважин(6.26)

nс = 100 / 9,35 = 10,6 скв.

Принимаю количество скважин в ряду равное 10.

Определяем общее число скважин

Nскв = nр · nс, скв.(6.28)

Nскв = 10· 4= 40 скв.

Определяем выход взорванной горной массы с 1 м. скважины

qгм = a · Wспп · Ну / Lскв, м³/м(6.29)

qгм = 9,35· 8,5· 20 / 23 = 69,1 м³ / м

Определяем выход горной массы со второго и последующих рядов

V2 = a · в · Ну / Lскв,м³/м (6.30)

V2 = 9,35*7,7*20 / 23 = 62,6 м³ / м

Определяем объем взрываемого блока

Vб = А · Ну · Lб, м³(6.33)

Vбл = 60000 м³

Определяем общее количество взрывчатого вещества требуемого на взрыв

Qвв = Q · Nскв,кг(6.34)

Qвв = 21000 кг

Определяем фактический удельный расход ВВ по блоку

qф = Qвв / Vб,кг/м³(6.35)

qф = 21000 / 60000 = 0,35

Определяем объем негабарита до взрыва в массиве

Vн = 0,1 · Vб,м³(6.36)

Vн = 6000 м³

Определяем возможно максимальный (5%) объем негабарита после взрыва

Vн.вз = Vн · 5 / 100,м³(6.37)

Vн.=6000*5/100 = 300 м3

Определяем расход ВВ на разделку негабарита

Qн = qн · Vн.вз,кг(6.38)

где qн- удельный расход ВВ при разделке негабарита, кг/м³.qн= 0,8

Qн = 240 кг

Определяем общий расход ВВ по блоку с разделкой негабарита

Qоб = Qвв + Qн, кг(6.39)

Qоб = 21000 + 240 = 21240 кг

Определяем удельный расход ВВ по блоку с разделкой негабарита

Qоб = Qоб / Vб,кг/м³(6.40)

Qоб = 21240 / 60000 = 0,354 кг/м³

Определяем интервал замедления

tз = Wспп · kт,мс(6.41)

где kт - коэффициент, зависящий от категории трещиноватости пород

tз = 8,5· 3 = 25,5 мс

Принимаю интервал замедления равный 30 мс.

6.1.3 Расчет буровзрывных работ на добычном комплексе

На добычных работах, исходя из крепости пород, принимаем взрывчатое вещество граммонит79/21. Принимаем схему коммутации с продольным врубом заряда ВВ при многорядном короткозамедленном взрывании.

Определяем линию сопротивления по подошве уступа

Wспп = 53· Кт· dзм·√∆ / (γ· Квв), м(6.42)

Wспп = 53· 1,3·0,168·0,73 = 8,44м

Определяем диаметр скважины

dскв = 1,05 · dд,м(6.43)

dскв = 0,168 м

Рассчитанная линия сопротивления по подошве уступа проверяется по условию безопасности ведения работ Wспп ≥ Wб

Wб = Ну · ctgα + С,м(6.44)

Wб = 17,32 м

Условие Wспп ≥ Wб не выполняется. Из условия безопасности принимаем расчетную Wспп равную 8,5.Определяем длину скважины

Lскв = Ну + Lпер, м(6.45)

Lскв = 25 + 2,95 = 27,95 м

Определяем длину перебура

Lпер = 13 · dскв,м(6.46)

Lпер = 2,95 м.

Определяем длину забойки

L заб = 0,5 · Wспп,м(6.47)

Lзаб = 4,25 м

Определяем расстояние между скважинами в ряду

a = m· Wспп,м(6.48)

а = 1.1*8.5 =9.35 м.

Принимаю 9,5 метра.

Определяем расстояние между рядами

в = Wспп / m, м(6.49)

в=8,5*12,5

в = 10,6м.

Принимаю 10,5метров.

Определяем вместимость 1м. скважины

р = 0,785 · dс² · Δ, кг/м(6.50)

р = 19,94 кг/м

Определяем массу скважинного заряда

Q = р (Lскв - Lзаб),кг(6.51)

Q = 19,94 ·23,7 = 472,6 кг

Определяем число рядов скважин

nр = А / в, рядов(6.57)

nр = 50 / 10,6 = 4,7 ряд.

Принимаю 5 рядов.

Определяем число скважин в ряду

nс = Lбл / а,скв.(6.58)

nс = 150 / 6,8 = 22 скв.

Принимаю 22 скважины в ряду.

Определяем общее число скважин

Nскв = nр · nс,скв.(6.60)

Nскв = 110 скв.

Определяем выход взорванной горной массы с 1 м скважины

qгм = a · Wспп · Ну / Lскв,м³/м(6.61)

qгм = 54,2 м³ / м

Определяем выход горной массы со второго и последующих рядов

V2 = a · в · Ну / Lскв,м³/м(6.62)

V2 = 32,2 м³ / м

Определяем объем взрываемого блока

Vб = А · Ну · Lбл,м³(6.63)

Vбл = 187500 м³

Определяем общее количество взрывчатого вещества требуемого на взрыв:

Qвв = Q · Nскв,кг (6.64)

Qвв = 51986 кг

Определяем фактический удельный расход ВВ по блоку:

qф = Qвв / Vб, кг/м³(6.65)

qф = 0,28 кг/м³

Таблица 6.2

Сводная таблица параметров БВР

Наименование	Символ	Единица измерения	Вскрыша	Добыча
Тип экскаватора			ЭКГ-12ус	SRS(k)-2000
Тип бурового станка			2СБШ-200Н	СБР-160Б-32
Диаметр долота	d	М	0,215	0,160
Коэффициент разбуривания	Краз		1,05	1,05
Высота уступа	Ну	М	20,00	25,00
Ширина заходки	А	М	50,00
Угол откоса уступа	а	Градус	80	65
Коэффициент трещиноватости	Кт		1,10	1,10
Тип ВВ			Граммонит
Тип взрывания			КЗВ	КЗВ
Плотность заряжания		кг/дм³	0,9	0,9
Плотность породы		кг/м³	2,5	1,5
Переводной коэффициент	Квв		1,00	1,00
Расход эталонного ВВ	qэт	кг/м³	0,88	0,88
Длина взрываемого блока	Lбл	М	100,00	150,00
Коэф. сближения зарядов	m		1,10	1,10
Коэф. взрываемости	K		2,5	3,5
Диаметр скважины	Dскв	М	0,230	0,168
Длина скважины	Lскв	М	22,99	27,95
Длина перебура	Lп	М	2,99	2,95
Длина забойки	Lзаб	М	4,25	4,25
Линия сопротивления СПП	Wспп	М	7,2	8,44
Безопасная линия СПП	Wб	М	8,5	17,32
Принятая линия СПП	Wспп	М	8,5	8,5
Расстояние между скважинами	а	М	9,35	9,35
Расстояние между рядами	в	М	7,7	10,6
Вместимость 1м скважины	P	Кг	37,4	19,94
Масса заряда	Q	Кг	700,9	472,6
Объём взрываемого блока	Vбл	м³	60000	187500
Число рядов	Np	Ряд	4	5
Число скважин	Nc	Скв	10	22
Общее количество ВВ на взрыв	Qвз	Кг	21240	51986
Расчётный интервал замедления	T	Мс	30	30
Общее число скважин	n	Скв	40	110
Длина заряда	Lз	М	18,74	23,7
Количество буровых станков		шт	3	7

Определяем интервал замедления

tз = Wспп · kт мс (6.66)

где kт- коэффициент, зависящий от категории трещиноватости пород

tз = 25,5 мс

Принимаю интервал замедления равный 30 мс.

6.2 Механизация взрывных работ

Механизация заряжания скважин осуществляется с помощью зарядных и забоечных машин.

Зарядная машина М3-4 на базе КрАЗа с емкостью кузова 10 т, для заряжания скважин гранулироватыми ВВ типа граммонит и игданит. Механизация забойки осуществляется с помощью забоечных машин типа

Б-1. На обслуживание взрывных работ принимаем две зарядные и две забоечные машины.

6.3 Техника безопасности

Транспортирование взрывчатых материалов (ВМ) должно быть организованно в строгом соответствии с ”Едиными правилами безопасности при взрывных работах” § 3.

Перевозка ВМ транспортными средствами предприятий, ведущих взрывные работы (работы с ВМ), а также приемка ВМ предприятиями - потребителями должны осуществляться согласно инструкциям, разработанным в соответствии с требованиями правил (инструкций) перевозки ВМ.

Доставка ВМ должна проводиться по установленным руководителем предприятия (руководителем взрывных работ) маршрутам. Порядок получения ВВ от взрывника и отчета об их доставке определяется руководителем предприятия.

Взрывчатые вещества и средства инициирования необходимо доставлять и перевозить раздельно. СИ и боевики могут переноситься только взрывниками.

При совместной доставке СИ и ВВ взрывник может переносить не более 12 килограмм ВМ. Масса боевиков, переносимых взрывником, не должна превышать 10 килограмм.

При переноске в сумках ВВ без СИ норма может быть увеличена до 24 килограмм.

При доставке ВМ со складов непосредственно к местам работ по разрешению руководителя предприятия ведущего взрывные работы, совместное транспортирование ВВ, СИ и ПВА допускается только при соблюдении следующих условий:

- загрузки транспортного средства не более 2/3 по грузоподъёмности;

размещения СИ в передней части транспортного средства в специальных, плотно закрывающихся ящиках, с внутренними стенками, обложенными мягкими прокладками со всех сторон,

разделения упаковок с ВВ и ящиков с СИ способами, исключающими соприкосновение между ними,

размещения порохов и перфораторных зарядов в заводской упаковке или специальных ящиках и не ближе 0,5 метров от других ВМ,

закрепления ящиков и другой тары с ВМ, исключающего удары и трение их друг о друга.

К руководству взрывными работами (работами с ВМ) допускаются лица, имеющие законченное высшее или среднее горнотехническое образование, либо закончившие специальные учебные заведения и имеющих ”Единую книжку взрывника” с правом руководства.

Взрывные работы должны выполняться взрывниками (мастерами-взрывниками) имеющими ”Единую книжку взрывника (мастера-взрывника)” с правом производства ВР.

К обучению по профессии взрывника и мастера-взрывника допускаются лица имеющие среднее образование, не моложе 20 лет и стаж работы не менее одного года по специальности, соответствующей характеру работы предприятия.

Все ВМ должны храниться в специальных складах, сооруженных и оборудованных в соответствии с ”Едиными правилами безопасности при производстве взрывных работ”.

Все базисные и расходные склады, а также места для кратковременного хранения ВМ относятся к категории особо важных объектов со строгим режимом охраны и должны охраняться круглосуточно.

Уничтожение ВМ производится по письменному распоряжению главного инженера, технического руководителя предприятием или руководителя взрывных работ. О каждом таком уничтожении должен быть составлен акт.

Уничтожение ВМ должно выполнятся взрывниками под руководством заведующего складом ВМ или лица технического надзора, назначенного руководителем предприятия.

Уничтожение взрыванием следует проводить при помощи доброкачественных ВМ: патронированные ВВ подлежат уничтожению пачками, а детонаторы, ДШ и пиротехнические реле - в любой упаковке зарытыми в землю или другими способами, исключающими разброс не взорвавшихся изделий.

Уничтожение сжиганием подлежат ВМ, не поддающиеся взрыванию. Запрещается уничтожать сжиганием детонаторы и изделия с ними.

Растворением в воде разрешается уничтожать только неводоустойчивые ВВ на основе аммиачной селитры.

Перед началом заряжания на границах опасной зоны должны быть выставлены посты, обеспечивающие ее охрану, а люди не занятые заряжанием, выведены в безопасные места. Сигналы ВР: 1 длинный - предупредительный, 2 длинных - боевой, 3 коротких - отбой.

7. Выемочно-погрузочные работы

Выемка и погрузка горных пород - один из основных процессов при добыче полезных ископаемых на карьерах.

Основная цель организации комплекса выемочно-погрузочных работ состоит в том, чтобы обеспечить максимальное использование технических возможностей выемочного оборудования при соблюдении всех ограничений по технологии, качеству продукции, технике безопасности и т.д.

Главный параметр, определяющий технические возможности экскаватора - его эксплуатационная производительность, которая зависит от вместимости ковша, коэффициента экскавации, продолжительности цикла экскавации и коэффициента использования экскаватора во времени. Эксплуатационная производительность определенного типа экскаватора в конкретных условиях, в основном, зависит от коэффициента его использования во времени и продолжительности цикла экскавации.

Увеличение коэффициента использования экскаваторов во времени, возможно, за счет следующих организационных мероприятий:

- выбора наиболее эффективной организационно-технологической схемы отработки блоков;

сокращение простоев экскаватора, вызванных организационными и техническими причинами (внеплановые ремонты, выключение электроэнергии, ожидание порожняка, подготовка забоя, взрывные работы и т.д.),

улучшение качества ремонтов и сокращения их продолжительности,

выбора наиболее эффективного годового и суточного режимов работы оборудования, при которых достигается максимальная продолжительность оперативной работы.

Производительность одноковшовых экскаваторов значительно увеличивается в результате сокращения продолжительности рабочего цикла экскавации.

7.1 Обоснование выбора оборудования для вскрышных работ

В связи с большой производительностью карьера по добыче угля и интенсивным развитием добычи, а также с учетом применения на добычных работах мощных роторных экскаваторов, для того, чтобы обеспечить фронт работы добычным экскаваторам, проектом принимается на погрузке вскрышных пород экскаватор ЭКГ - 12ус с емкостью ковша 12 м³.

Определяем эксплуатационную производительность ЭКГ-12ус

Qэ = 3600 · Е · kн · kи / tц · kр,м³(7.1.)

где Е- вместимость ковша, м³ (таблица 7.2)ц- фактическая продолжительность рабочего цикла, с (таблица 7.2)

kн -коэффициент наполнения ковша экскаватора

kр -коэффициент разрыхления породы в ковше

kи- коэффициент использования чистого сменного времени работы экскаватора

Qэ = 3600· 12· 0,8· 0,8 / 32· 1,35 = 27648 / 43,2 = 640 м³

Определяем сменную производительность ЭКГ-12ус

Qсм = Qэ · tсм, м³(7.2)

где tсм- продолжительность смены, ч

Qсм = 640· 8 = 5120 м³

Определяем суточную производительность ЭКГ-12ус

Qсут = Qсм · nсм, м³ (7.3)

где nсм- количество смен в сутках

Qсут = 5120 ·3 = 15360 м³

Определяем годовую производительность ЭКГ-12ус

Qг = Qсут· Ктр· Ксм·Кз·Кзаб · nс.г.,м³(7.4)

где nс.г.- количество рабочих суток в году;

Ктр - коэффициент использования экскаватора по транспортным условиям;

Ксм - коэффициент использования сменного времени экскаватора;

Кз - коэффициент учитывающий работу в зимних условиях;

Кзаб - коэффициент учитывающий экскавируемость породного забоя

Qг = 15360 ·0,7· 0,83· 0,95· 0,9· 276 = 2105923,277 м³

Определяем необходимое количество экскаваторов ЭКГ-12ус на вскрышных работах

N_{ЭКГ-12ус} = Vг.вскр. / Qг, шт(7.5)

N = 8500000 / 2105923,277 = 4,03 шт

Определяем эксплуатационную производительность ЭКГ-6,3у

Qэ = 3600 · Е · kн · kи / tц · kр,м³(7.6)

Qэ = 3600·6,3·0,8·0,8 / 35· 1,35 = 14515,2 / 47,25 = 307,2 м³

Определяем сменную производительность ЭКГ-6,3у

Qсм = Qэ · tсм, м³(7.7)

Qсм = 307,2 ·8 = 2457,6 м³/см

Определяем суточную производительность ЭКГ-6,3у

Qсут = Qсм · nсм,м³(7.8)

Qсут = 2457,6 ·3 = 7372,8 м³

Определяем годовую производительность ЭКГ-6,3у

Qг = Qсут · nс.г.· Ктр·Ксм·Кз·Кзаб, м³ (7.9)

Qг = 7372,8· 270 ·0,7· 0,8 ·0,95· 0,9 = 953126,09 м³

Принимаю один экскаватор ЭКГ - 6,3у для проведения горно-капитальных работ и последующего использования на зачистке угольных забоев.

7.2 Обоснование выбора оборудования для добычных работ

Для экскаватора SRS(k) - 2000 высота черпания Нч=28 м, так как углубку ведём по полезному ископаемому, и после выемки угля приступает вскрышной комплекс. Проектом ограничиваемся высотой уступа Ну=25 м.

Определяем теоретическую производительность SRS(k)-2000

Qтеор = 60 · Е · nр, м³(7.10)

где Е- емкость ковша, л (см. табл. 7.3)

nр - число разгрузок ковшей, разгр/мин (см. табл. 7.3)

Определяем число разгрузок ковшей

nр = m · N разгр/мин (7.11)

где m- число ковшей (см. табл. 7.3)

N - число оборотов роторного колеса, мин

Определяем число оборотов роторного колеса

N = 60 · U / П · D обор/мин (7.12)

где U- скорость копания, м/с (см. табл. 7.3)

D- диаметр роторного колеса, м (см. табл. 7.3)

Определяем забойную производительность SRS(k)-2000

Qз = Qтеор · Кэ · η_Fзаб · Кз · Купр · Кп,м³  (7.13)

где Кэ - коэффициент экскавации

η_Fзаб - коэффициент, учитывающий возможное несоответствие расчётного удельного усилия копания экскаватора и фактического среднего удельного сопротивления копанию пород

Кз - коэффициент забоя

Купр - коэффициент качества управления машиной

Кп - коэффициент потерь (просыпей) экскавируемого материала

Определяем сменную производительность SRS(k)-2000

Qсм = Qз · Ки · Ккл · Ктр · tсм,м³ (7.14)

где Ккл- коэффициент влияния климатических условий

Ктр- коэффициент, учитывающий влияние транспорта

Определяем суточную производительность SRS(k)-2000

Qсут = Qсм · nсм,м³(7.15)

Определяем годовую производительность SRS(k)-2000

Qг =Qсут · Кпер · Кхх · Квр · Кг · nс.г. · Кв, т (7.16)

где Кпер - коэффициент, учитывающий простои, вызванные передвижкой забойных коммуникаций,

Кхх - коэффициент, учитывающий холостые ходы,

Квр - коэффициент, учитывающий снижение производительности за счёт отработки торцов и врезок в новые заходки,

Кг - коэффициент готовности комплекса,

Кв - коэффициент вскрыши (средняя плотность угля), т/м³

Определяем необходимое количество экскаваторов SRS(k)-2000 на добычных работах:

N_SRS(k)-2000 = Vг.доб. / Qг шт (7.17)

Таблица 7.1

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-12ус

Параметры	Данные
Вместимость ковша, м³ Угол наклона стрелы, градус Длина стрелы, м Длина рукояти, м Наибольший радиус копания, м, не более Наибольшая высота копания, м, не более Наибольший радиус разгрузки, м, не более Высота разгрузки при наибольшем радиусе, м, Радиус разгрузки при наибольшей высоте, м, Высота разгрузки, м, не более Радиус копания на уровне стояния, м Радиус вращения хвостовой части поворотной платформы, м Мощность двигателей, кВт: сетевого подъема напора поворота хода Скорость передвижения, км/ч	12ус 45 24 17,5 22,5 15,1 19,9 7,6 19,5 10 14,8 10  1250 2 х 450 190 3 х 190 2 х 100 0,43 28 638 20
Теоретическая продолжительность цикла, с Конструктивная масса экскаватора (без противовеса), т Масса противовеса, т

Таблица 7.3 - Техническая характеристика экскаватора SRS(k)-2000

Параметры

Данные

Теоретическая производительность до, м³/час Рабочая высота при горизонтальной струне, м. Рабочая площадка: продольный уклон,% поперечный уклон,% результирующий уклон,% Самое высокое положение центра колеса, м. Самое низкое положение нижней кромки колеса, м. Длина погрузочной стрелы, м. Длина экскаватора по направлению перемещения, м. Диаметр роторного колеса, м Число ковшей, шт. Емкость ковшей, л Скорость копания, м/с Ширина ленты, м

4500 28 1/3=3 1/3=3 1/3=4,2 26 3 29,5 ок. 80 11 32 350 3,88 и 3,08 1,8

Таблица 7.4

Техническая характеристика перегружателя ARs(k)-5500.95

Параметры	Данные
Теоретическая производительность, м³/час Габариты: высота, м. длина, м. ширина, м. Вылет разгрузочной стрелы, м. Вылет приемной стрелы, м. Диапазон подъема разгрузочной стрелы, м. Диапазон подъема приемной стрелы, м. Наименьший радиус поворота Подключаемая мощность, кВт Ширина конвейерной ленты, м.	5500 44 150 28 98 46,5 от 5,5 до 32 от 7,0 до 25 80 1868 2,0

Таблица 7.5 - Техническая характеристика BRs(k)-2000.65

Параметры

Данные

Теоретическая производительность, м³/час Габариты: наибольшая высота, м наибольшая длина, м наибольшая ширина, м Расстояние от середины машины до середины сбрасывающего желоба, м Расстояние от середины машины до середины разгрузочного желоба, м Диапазон подъема разгрузочной стрелы, м Диапазон подъема приемной стрелы, м Диапазон поворота верхнего строения, м Наименьший радиус поворота Ширина ленты, м Скорость движения ленты, м/сек

5500 23 73 16 41,5 23,5 от 1,0 до 15 от 2,5 до 10 ± 22 12 2,0 4,3

Таблица 7.6

Техническая характеристика экскаватора ЭШ-13/50

Параметры	Данные
Вместимость ковша, м³ Длина стрелы, м Угол наклона стрелы, градус Радиус копания, м, не более Радиус разгрузки, м, не более Высота разгрузки, м, не более Глубина копания, м, не более Скорость передвижения машины, м/ч Продолжительность цикла, с Мощность сетевого двигателя, кВт	13 50 35 46,5 46,5 20,5 21 200 39-55 1250

8. Карьерный транспорт

8.1 Транспорт на вскрышном участке

Для вывозки вскрыши принимаем тяговые агрегаты ОПЭ-1 и думпкары 2ВС-105.

Определяем производительность локомотива и инвентарный парк подвижного состава.

Весовая норма поезда определяется из условия равномерного движения по руководящему уклону с полным использованием сцепных сил локомотива Q’ и по условию трогания на приведённом уклоне Q’’ по следующим формулам

Q’ = (Rсц · g ·(1000 · y - Wo’ - Wiр)) / (Wo’ + Wiр),кН  (8.1)’’ = (Rсц · g · (1000 · yтрог - Wo’’ - Wiприв - Wтрог - 108 a)) / (Wo’

+ Wiприв + Wтрог + 108 · а) кН (8.2)

где Рсц - сцепная масса локомотива, т/с

y - коэффициент сцепления приводных колёс локомотива с рель-

сами при движении [4, с.187]

yтрог - коэффициент сцепления приводных колёс локомотива с

рельсами при трогании с места [4, с.188]

Wiр = iр - удельное сопротивление от уклона, ‰

g - ускорение свободного падения

a - ускорение поезда при пуске, м/с²

Определяем удельное сопротивление от кривизны пути

Wr = 900 / (100 + R) Н/кН (8.3)

где R - радиус кривой пути согласно ПТЭ, м

Определяем удельное сопротивление от кривизны уклона приведённого

Wiприв = Wiтрог + Wr Н/кН  (8.4)

где Wiтрог - удельное сопротивление от уклона трогания согласно ПТЭ.

Определяем удельное сопротивление основное движению думпкаров

Wo’ = 3,6 + 0,04 · Uгр Н/кН (8.5)

где Uгр - скорость движения груженого локомотива, км/ч

Определяем удельное сопротивление (основное) движению локомотива

Wo’’=2,6 - 0,07 · Uгр +0,0025 · Uгр² Н/кН (8.6)

Определяем удельное сопротивление при трогании поезда с места

Wтрог = 800 / go Н/кН (8.7)

где go - нагрузка от оси на рельсы, кН.

Определяем количество думпкаров в составе

nв = Q’ / q · (1 + Кт) · g думпк. (8.8)

где q - грузоподъёмность думпкара, т

Кт- коэффициент тары.

Определяем общее количество рейсов, которое необходимо выполнить для выполнения заданного грузопотока

R = (f · Qсут) / (nв · Vгеом) рейсов (8.9)

где f - коэффициент неравномерности движения транспорта;

Vгеом- геометрический объем кузова, м³;

Qсут - суточный грузооборот, м³/сут.

Определяем количество рейсов выполняемых одним локомотивом

Nр = (60 · Т) / Тоб рейсов (8.10)

где Т - продолжительность работы локомотива, ч

Время оборота состава определяется по формуле

Тоб=tпогр + tгр + tразгр + tпор + tож, мин (8.11)

где tож - время простоев в ожидании погрузки и разгрузки принимается

согласно ПТЭ, мин

Определяем время погрузки состава

погр=(nв · Vв · tц)/(60 · Е · hэ), мин (8.12)

Определяем коэффициент экскавации

hэ = Кн / Кр (8.13)

Определяем время движения груженого и порожнего состава

гр = (60 L) / Uгр, мин (8.14)пор = (60 L) / Uпор, мин(8.15)

где L - расстояние транспортирования до отвала, мгр - скорость движения груженого состава, км/чпор - скорость движения порожнего состава, км/ч

Определяем время разгрузки состава

раз = nв · tр, мин (8.16)

где tр - время на разгрузку одного думпкара, мин

Рассчитываем количество рабочих локомотивов

раб = R / nр, локомотивов (8.17)

Определяем инвентарный парк локомотивосоставов

инв.л = К · Nраб + Nраб, локомотивосоставов (8.18)

где К- коэффициент, учитывающий число локомотивов находящихся в ремонте, в резерве и на хозяйственных нуждах

Определяем инвентарный парк думпкаров

инв.д = nв · Nинв.л · Ку, думпкаров(8.19)

где Ку - коэффициент, учитывающий думпкары, находящиеся в ремонте, в резерве и на хозяйственных нуждах.

Qл.с. = 60 · Тсм · nв · Vгеом / Тоб, м³/см (8.20)

Результаты расчётов приведены в таблице 8.1

Таблица 8.1

Тяговые и эксплуатационные расчеты карьерного транспорта

Показатели	Символ	Ед.изм	ОПЭ-1+2ВС105
Сцепной вес	Рсц	т	360,0
Состав тягового агрегата			ЭУ+ДС+МД
Коэффициент сцепления	Ψ		0,26
Скорость движения локомотива	V	Км/час	25
Сила тяги локомотива	Fk	Н	918216,0
Расчётная масса локомотива	P	т	360,0
Основное сопротивление движению		Н/т
Сопротивление вагонов	Wo”	Н/т	48,0
Движению локомотива под током	Wo”	Н/т	52,0
Показатели	Символ	Ед.изм	ОПЭ-1+2ВС105
Движению локомотива без тока	Wx’	Н/т	63,0
Сопротивление поезда в целом	Wo	Н/т	48,604
Сопротивление от уклона пути	Wi	Н/т	392,0
Максимальный уклон пути	i	%о	40,0
Радиус кривой	R	м	300,0
Сопротивление от кривизны пути	Wr	Н/т	40,9
Величина уклона пути	i	%о	40,0
Полное сопротивление при движении поезда	W	Н/т	1147104,4
Масса прицепной части поезда	Q	т	2022,3
Ускорение при трогании	a	м/с2	0,050
Тормозные расчёты		кН
Действительное нажатие колодок	К	Н	1536,0
Действительный коэффициент трения	φk		0,116
Тормозная сила поезда	Bk	Н	171175,0
Удельная тормозная сила	bk	Н/т	74,8
Время подготовки тормозов	to	сек	0,5
Подготовительный тормозной путь	Sn	м	4,2
Действительный тормозной путь	Sп	м	303,4
Полный путь торможения	Sт	м	307,6
Эксплуатационные расчёты
Средняя длина транспортирования в один конец	s	м	4500
Техническая производительность экскаватора ЭКГ-12ус	Qэкс	т/ч	882,0
Ёмкость вагона типа ВС	Vд	м3	48,5
Грузоподъёмность вагона типа ВС	q	т	105,0
Масса тары вагона типа ВС	qт		48,0
Коэффициент тары вагона	Кт		0,4571
Грузоподъёмность моторного думпкара	q”	т	45,0
Полезная масса состава	nq	т	1432,8
Расчётное количество вагонов в составе	n’	шт	13,1745
Принимаю число вагонов в составе	n	шт	13,0
Показатели	Символ	Ед.изм	ОПЭ-1+2ВС105
Время погрузки состава	tп	час	0,61
Время движения порожнего состава	tпор	час	0,39
Время движения гружёного состава	tгр	час	0,46
Время разгрузки состава на отвале	tр	час	0,30
Время задержки на станции и в целом	tож	час	0,16
Время оборота локомотивосостава	То	час	1,9
Мощность разреза по вскрыше	Qлок	м3	8000000
Число суток работы по процессу	Тдн	дней	365
Необходимое число рейсов в сутки	Rсут	Р/сут	67
Число оборотов одного локомотивосостава	r	Р/сут	12
Принимаю число локомотивов в работе	Nраб	лок	6
Число локомотивов в ремонте	Nрем	лок	1
Число локомотивов в резерве	Nрез	лок	1
Число локомотивов на хозработах	Nхоз	лок	1
Итого локомотивов	Nи.п	лок	13
Инвентарный парк думпкаров	Nид	дум	130
Расход энергии	Адв	кВт/час	5650
Напряжение в питающей сети	U	В	10000
Вид питающего напряжения			переменный
Ток потребляемый в сети	I	А	565
Коэффициент мощности	K		0,2
Скорость движения на руководящем подъёме	Vp	км/час	15

8.2 Транспорт на добычном участке

В связи с высокой годовой производственной мощностью разреза по углю проектом принято использовать мощный и высокопроизводительный конвейерный транспорт. Разработку полезного ископаемого в границах карьерного поля №7 планируем производить по принципу комплексной механизации, которая заключается в применении поточной технологии, при максимальном совмещении отдельных операций на выполнении основных процессов по добыче угля, перемещение груза по кратчайшему пути, сокращая числа и объемы вспомогательных работ.

Транспортировка угля осуществляется на технологический комплекс разреза двумя конвейерными линиями, включающими систему забойных, соединительных, подъемных и магистральных конвейеров. Конечная точка элементарного грузопотока - усреднительный склад полезного ископаемого, где формируется потребительское качество полезного ископаемого.

Определяем теоретическую производительность технологического комплекса

Qт.к. = Крез · Qэ_SRs(k),м³/ч (8.21)

где Крез - коэффициент резерва мощности

Qэ_SRs(k) - теоретическая производительность SRs(k) - 2000

Qтк = 1,2*2604 = 3124,8 т/час

Определяем сменную производительность комплекса оборудования

Qт.к.см=Q_SRs(k) · Ки · Кг · Кз · Тсм, м³/см (8.22)

где Кз- коэффициент учета зимних условий

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

Определяем коэффициент использования одной конвейерной линии в течение смены

Ксм = Тсм - Тпр / Тсм (8.23)

где Тпр- суммарное время нетехнологических перерывов, ч

Ксм= 8-1,34/8 = 0,83

В соответствии с требуемой производительностью конвейерных линий, считаем целесообразным принять скорость движения ленты конвейера, при работе одного роторного экскаватора SRS(k) - 2000 на одну конвейерную линию - 4 м/сек.

Расчётный грузопоток для забойных, соединительных, подъёмных и магистральных конвейеров определим по формуле

Qр = (Qсм*Кн) / (Тсм*Км), м3/час (8.24)

где Qсм - суммарная сменная производительность комплекса, м3/час

Кн - коэффициент неравномерности загрузки конвейера;

Км - коэффициент машинного времени;

Тсм - продолжительность работы конвейерной линии в смену.

Qр = (9121,4*1,5)/(6*0,75) = 3040 м3/час

Исходя из расчётного грузопотока видно, что комплект ленточных конвейеров с теоретической производительностью 5250 м3/час выбран верно.

Произведём проверку производительности конвейера по ширине ленты по формуле

Вл = 1,1*(√Qр/(с*V*K)) + 0.05, м (8.24)

где с - коэффициент производительности;

V - паспортная скорость движения ленты конвейера;

К - коэффициент учитывающий угол наклона конвейера.

Вл = 1,1*(3040/(√625*4,6*0,95))+0,05 = 1,21 м

Исходя, из полученных данных, проектом принимаем ширину ленты 1,8 метров, тип ленты - резинотканевая «1.2 ШМ», трудно воспламеняющаяся, морозостойкая от -45 до +60, для транспортирования кусков угля до 500 мм, (масса 1 погонного метра ленты - 21 кг).

Принимаем конвейер, имеющий трехроликовые гирлянды на груженой ветви (диаметр одного ролика 194 мм, вес гирлянды 122 кг) и однороликовые гирлянды на порожней ветви конвейерной линии (диаметр одного ролика 159 мм, вес гирлянды 47 кг). Угол откоса груза принимаем j = 16º. Угол расположения роликов относительно горизонтали принимаем = 35º. Расстояние между роликовыми гирляндами (роликами) при плотности транспортируемого груза 1,54 т/м³ на грузовой и порожних ветвях соответственно 1 и 3 метра.

Рисунок 8.1 - Расположение груза на роликоопорах

Для определения мощности приводной станции определяем тяговое усилие Wo на приводном барабане конвейера по формуле

Wо = К · (q + 2qл +qр’ + qр’’) · L · w’’ · cos β + q · H,Н (8.25)

где К-коэффициент сопротивления на головных и хвостовых станциях

L - максимальная паспортная длина конвейера, м

w’- коэффициент сопротивления движению ленты на груженной ветви [6, с. 281]

β - угол наклона площадки, где расположен конвейер, градус

Н - высота подъема, м

Для определения мощности приводной станции определяем тяговое усилие Wо на приводном барабане конвейера по формуле

Wо = Wг + Wп (8.26)

где Wг и Wп - сопротивление движению ленты гружёной и порожних ветвях конвейера соответственно, Н

Wг = k’g*L*((q2+qn)*W2 + qp”*W1 + (q1 + qn)*sinB));(8.27)

Wп = g*L*(q*W2*cosB + qr”*W1+qn*sinB)(8.28)

где k’ - коэффициент учитывающий дополнительное сопротивление движению ленты в местах погрузки или разгрузки;

L - максимальная паспортная длина конвейера;

qr- масса груза приходящаяся на 1 метр ленты;

qn - масса 1 кг ленты;

qp’ и qp” - масса вращающихся частей, приходящаяся на один метр соответственно рабочей и порожней ветвей конвейера;

W2иW1 - коэффициенты сопротивления движению ленты соответственно на гружёной и порожней ветвях конвейера.

Wг=1,11*9,81*900*(922,5+68,6)*0,03+82*(322,5+68,6)*sin0)=139,094кНп = 9,81*900*(68,6*0,035*cos0 +47*0.0035+68.6*sin0) = 35713 Н

Отсюда, тяговое усилие равно:

Wо = 139094,1+35713 = 174807,1 Н

Проверку мощности двигателей приводной станции конвейера находим по формуле

Nр = (Wo*V)/(1000*N)*Кр, кВт (8.29)

где Кр - коэффициент резерва мощности;

N- КПД механической передачи

Nр = (174807,1*4,6)/(1000*0,85)*1,2 = 1135,2 кВт

Так как паспортная мощность выбранной приводной станции Nп = 1500кВт, следовательно Nп больше Nр, и выбранный тип конвейера обеспечит транспортирование необходимого объёма горной массы.

Натяжение ленты определяем методом обхода контура. За начальную точку принимаем точку 1 (рисунок 8.2) сбегания ленты с последнего по ходу приводного барабана.

Принимаем двухбарабанный привод с общим углом α обхвата барабанов лентой из формулы

α =α1 + α2 (8.30)

α = 160˚ + 200˚ = 360˚

Для обеспечения нормальной работы конвейера без проскальзываний должно выполняться условие

Sнб≤Sсб*Iº (8.31)

где Sнб и Sсб - натяжение ленты в точке набегания и сбегания с приводных барабанов, Н

Iº - тяговый фактор.

Натяжение ленты в точке сбегания определяется по формуле

Sсб = Кт*(Wo/(Iº-I)), Н (8.32)

где Кт=1,2 - коэффициент запаса сил трения

Sсб = 1,2*(174807,1/(6,6-1)) = 38139.7 Н

Рисунок 8.2 - Схема для определения основных параметров конвейеров

Вычислим натяжение ленты в остальных точках контура для данного случая и занесем результаты в таблицу 8.1. Коэффициенты возрастания натяжения ленты К1 и К2 при углах 90˚ и 180˚ соответственно равны 1,03; 1,06.

Таблица 8.1

Значения натяжения ленты в различных точках контура

Выражение	Сила натяжения в точках 1-5	Результат, Н
S1 = Sсб	S1 = 38139.7	38139.7
S2 = k1 · S1	S2 = 1,03 *38139.7	39283.9
S3 = S2+Wп	S3 = 39283.9 + 3220	42503.9
S4 = k2 · S3	S4 = 1,06 · 42503.9	45054.1
S5=S4+Wr=Sнб.р	S5 = 45054.1+ 271686	316740

Для обеспечения нормальной работы конвейера без проскальзываний должно выполнятся условие Sнб.р < Sсб · е^μα подставляя значения, получим

≤ 37458 · 6,6 = 316740 ≤ 345246 (8.35)

Полученные значения показывают, что данные натяжения на участках конвейера обеспечивают его нормальную работу без проскальзывания.

Усилие на натяжном устройстве (вес натяжного груза) равно сумме натяжения ленты в точках её набегания и сбегания с натяжного барабана и определяется как

Рн = S1 + S2, кН (8.33)

Рн = 38,1 + 39,3 = 77,4 кН

Для резинотросовых лент расчёт на прочность определяется по фактическому запасу прочности по формуле

mф= (Gp*Bп)/Smax≥m (8.34)

где Gр - разрывное усилие резинотросовой ленты (2500Н);

Smax = Sнб - максимальное натяжение ленты, кН;

m = 7, коэффициент запаса прочности.

Значит коэффициент запаса прочности выбранного типа ленты больше минимального, необходимого запаса прочности.

Запуск конвейеров в работу осуществляется на дистанционном управлении или с местного пульта управления машинистом конвейера. Запуск системы конвейеров должен быть сблокирован так, чтобы конвейерная линия запускалась после того, как на переднем конвейере скорость ленты достигает рабочей нормы. Плановая остановка конвейерной системы производится

На первых подъемных конвейерах на каждой конвейерной линии устанавливаем установки для металлоулавливания.

9. Отвалообразование

Назначение отвальных работ - наиболее рационально и экономично складировать пустые породы при строительстве карьеров и эксплуатации месторождений полезных ископаемых.

Особое значение отвальные работы приобретают при транспортной системе, когда вскрыша полностью доставляется транспортными средствами на отвалы и размещается в них. Так как объёмы вскрышных работ бывают значительными, то отвалами занимаются значительные площади. В связи с этим к отвальным работам предъявляются следующие основные требования.

. Под отвалы по возможности следует использовать земельные площади, не пригодные для сельского хозяйства.

. Механизация отвальных работ должна соответствовать средствам транспортировки пород и выбирается из условий минимальной себестоимости укладки породы в отвал.

. Для бесперебойного приёма породы от вскрышных экскаваторов, кроме действующих тупиков, необходимо иметь оборудованный резервный тупик.

. Расстояние транспортирования пород должно быть минимальным.

Высота отвалов не должна превышать высоты, допустимой по условиям устойчивости и безопасности работ.

Проектом принимается один породный отвал, ёмкостью 255,24878млн. м³ (см. табл.3.1). Годовой объём пород вывозимых в отвал будет 5,66 млн.м³. Исходя из больших объемов, вывозимых в отвал, принимаем способ экскаваторного отвалообразования и используем экскаваторы типа ЭКГ-12,5 и ЭШ-13.50. Для вспомогательных работ принимаем бульдозеры ДЭТ-250.

Процесс отвалообразования экскаваторами осуществляется следующим образом. На отвальном уступе экскаватор устанавливается на рабочей площадке, ниже отметки головки рельсов разгрузочных путей на 4 - 6 метров. В пункте разгрузки состава экскаватор создаёт приёмную яму обычно на длину 1 - 2 думпкаров и ёмкость, обеспечивающей разгрузку 2 - 4 думпкаров. Состав с породой, поданный на отвал, устанавливается против приёмной ямы, и вагоны разгружаются по одному-двум, с постепенной протяжкой состава. Экскаватор отгружает породы: впереди себя, создавая площадку для продвижения вперёд; в бок с поворотом на 180˚, используя максимально радиус разгрузки ковша, чтобы сократить число передвижек и увеличить приёмную способность отвала; позади себя до отметки кровли уступа, учитывающей последующую усадку пород. Экскаватор продвигается вперёд настолько, чтобы рабочие размеры позволяли повторять все операции по отгрузке пород и формированию отвала. Произведя отвалообразование на всей длине тупика, экскаватор делает новую рабочую площадку, поверхность осыпанных пород планируется, и краном перекладываются железнодорожные пути в новое положение. После этого цикл работ повторяется.

Отвалообразование производим в два яруса.

Первый ярус отсыпает экскаватор ЭКГ-12,5(16), на высоту 30м и радиус разгрузки 19,9м. На втором ярусе складирование производит экскаватор драглайн ЭШ-13.50. Драглайн отсыпает на высоту 30м и радиус разгрузки 46,5м.

Определяем эксплуатационную производительность ЭКГ-12,5

Qэ = 3600 * Е * kн * kи*kз*kтр / tц * kр, м³ (9.1)

Qэ = 3600*12,5*0,8*0,83*0,95*0,7/28*1,35 = 499,3 м3

Определяем сменную производительность ЭКГ-12,5

Qсм = Qэ · tсм м³ (9.2)

Qсм = 3994,8м³

Определяем суточную производительность ЭКГ-12,5

Qсут = Qсм * nсм*kис, м³ (9.3)

Qсут = 9947,2 м3

Определяем годовую производительность ЭКГ-12,5

Qг = Qсут · nс.г., м³ (9.4)

Qг = 2626052,3 м3

Определяем эксплуатационную производительность ЭШ - 13/50 по аналогичной методике

Qэ = 3600 · Е · kн · kи ·kз ·kтр / tц · kр,м³(9.5)

Определяем сменную производительность ЭШ-13/50

Qсм = Qэ · tсм м³ (9.6)

Определяем суточную производительность ЭШ-13/50

Qсут = Qсм · nсм · kис,м³ (9.7)

Определяем годовую производительность ЭШ-13/50

Qг = Qсут · nс.г.,м³  (9.8)

Определяем необходимое количество экскаваторов на отвальных работах

N_ЭКГ-12,5 = Vг.вскр. / Qг, шт (9.9)

N = 5660000/2626052.3 = 2.15 шт

N_ЭШ-13/50=Vг.вскр.-(Qг_{ЭКГ-12,5(16)}·N_{ЭКГ-12,5(16)})/Qг_ЭШ-13/50,шт(9.10)

Принимаю на отвальных работах 2 экскаватора ЭКГ-12,5 и один экскаватор ЭШ-13/50. при производстве работмеханической лопатой экскаваторный отвальный уступ делят на два подуступа: верхний (высотой 10 м) и нижний (высотой 25 м). На кровле верхнего подуступа располагаются транспортные пути, а на кровле нижнего - экскаватор. Для размещения пород мелкой фракции применяют экскаваторы-драглайны типа ЭШ 13/50.

Определяем шаг передвижки рельсового пути на отвальном тупике при использовании экскаватора ЭКГ-12,5 и ЭШ 13/50

Ао = √Rч² - (lб / 2)² + Rр м (9.11)

где lб-длина фронта разгрузки, равная длине 2-х думпкаров, м

Ао.эш = √46,52 - (352/4) + 66,5 = 100 м

Ао.экг = √15,62 - (202/4) + 20 = 32 м

Определяем приемную способность отвального тупика между двумя передвижками рельсового пути

V = Lтуп · hя · Ао / Кр м  (9.12)

где Lтуп- длина отвального тупика, м

hя- высота яруса отвала, м

Vэш = 35*764*100*1,2 = 2228333 м3

Vэкг = 35*1528*32/1,2 = 1426133,3 м3

Число суток работы отвального тупика между двумя передвижками пути:

Тэш = 2228333/8712,1 = 255,8 суток

Тэкг = 1426133,3/9947,2= 143 суток

9.1 Рекультивация земель нарушенных горными работами

Рекультивация отвалов производится в два этапа.

Технический этап включает подготовку для последующего целевого использования в народном хозяйстве. К нему относятся: планировка, формирование откоса, снятие, транспортирование и нанесение почв и плодородных пород на рекультивируемые земли, строительство дорог, гидротехнических сооружений.

Биологический этап предусматривает мероприятия по восстановлению плодородных земель, осуществляемых после технической рекультивации. К нему относится комплекс агротехнических и фитомелиоративных мероприятий, направленных на возобновление флоры и фауны, восстановления их хозяйственной продуктивности. Биологическим этапом завершаются почти все направления рекультивации.

Технический этап рекультивации является составной частью общего технологического процесса горных работ. Ряд работ технического этапа, таких как снятие почвы, формирование отвалов необходимой формы, строительство водоёмов и другое, выполняется в процессе ведения горных работ основным технологическим оборудованием.

Величина опережающего снятия плодородного слоя почвы по отношению к верхнему вскрышному уступу, или нижнему ярусу внешнего отвала не должна превышать годового подвигания фронта горных (отвальных) работ.

Планировка поверхности отвала должна производится в соответствии с принятым направлением рекультивации в два этапа. Вторичная планировка производится после окончательной усадки отвала, период который определяется проектом, но не должен быть менее двух лет.

Нанесение почвы на поверхность отвала производится только после вторичной планировки. Считаю целесообразным производить технологию восстановления откосов отвалов с наименьшими затратами путём покрытия их потенциально плодородными породами (землёй) с последующим задернением травой и кустарниками. На межъярусных и верхних площадках рекультивация заключается в планировании плодородного слоя бульдозерами на этих площадках с последующей рассадкой кустарников.

Пожароопасные отвалы рекультивируются только после работ по предупреждению их самовозгорания. Обработка поверхности отвалов антипирогенными веществами, токсичными для растений, должна производится инъектированием на глубину не менее 3 м.

10. Осушение и водоотлив

Осушение поля №7 проектом предусмотрено подземным способом. Дренажная система включает в себя комплекс подземных горных выработок, восстающих и водоспускных скважин. Она сооружена на горизонте +120м и +20м, которые вскрываются наклонными стволами: со стороны р-за «Богатырь» используется наклонный ствол со стороны стационарного борта поля №7.

Дренажные выработки горизонта +120м обеспечивают осушение пород вскрыши на период строительства разреза и снятия гидростатического напора в стационарном борту разреза. С этой целью трасса штрека приходится на расстоянии 30-40 м по нормали от почвы угольного пласта 3 в породах междупластия пластов 3 и 4. Сооружаются околоствольный двор с водоотливным комплексом, два орта и квершлаг со стороны штрека к вентиляционным скважинам диаметром 800 мм. Общий уклон всех выработок направлен к водоотливному комплексу у наклонного ствола шахты №1 р-за «Богатырь».

Дренажный штрек горизонта +20м проведен непосредственно по угольному пласту 3 с целью осушения пород вскрыши и продуктивной толщи. Здесь также сооружается околоствольный двор с водоотливным комплексом у наклонного ствола поля №7, шесть ортов и квершлаг от штрека к вентиляционным скважинам главного проветривания диаметром 800 мм. Общий уклон всех выработок выдерживается к водоотливному комплексу у наклонного ствола поля №7.

Водоспускные скважины (диаметром 600 мм) бурятся с поверхности каждой нарезаемой разрезной траншеи на орты, штреки и квершлаги.

Бурение дренажных восстающих скважин осуществляется из специальных камер, пройденных с интервалом 300 м в подземных горных выработках - штреках, квершлагах, ортах; из каждой камеры веерообразно бурится 6 скважин диаметром 150 мм и длиной до 300 м (без крепления обсадными трубами).

Выдача дренажных вод на поверхность осуществляется: с горизонта +120 м - по водоотливным скважинам, пробуренным с поверхности на трубный ходок горизонта +20м - по трубопроводам, проложенным по наклонному стволу поля №7. На случай возможного затопления водоотливных устройств ливневыми и паводковыми водами предусмотрена изоляция дренажного штрека горизонта +120м с обеих сторон и околоствольного двора горизонта +120м у наклонного ствола поля №7 водонепроницаемыми перемычками с регулируемым выпуском воды (по производительности насосных установок). [7 с. 88]

Откачиваемая с разреза вода по трубопроводу направляется в озеро «Акбидаик».

Рисунок 10.1 - Схема осушения поля №7

где 1, 2, 3 - выработки соответственно осушающие на разрезе «Богатырь», проектируемые по углю по породе;

, 5 - кровля и почва пласта №1 (ГОР, +20 М);

, 10 - почвы пластов соответственно 2-го (гор. +20), 3-го (гор. +20м, кондиционный слой);

, 12 - стволы наклонные соответственно №1 разреза «Богатырь» и разреза « Восточный»;

, 14 - разведочные поля №7 и №8;

.1 Определение притоков грунтовых, поверхностных и атмосферных вод в карьере

Основные притоки, воздействующие на угольные разрезы, формируются, главным образом, за счет статистических запасов грунтовых вод, приуроченных, как правило, к зонам тектонических нарушений и выветренной зоне угольных пластов. Условие питания и накопление подземных вод в целом по бассейну обусловлены засушливым климатом района и малым количеством осадков.

Пополнение вод происходит преимущественно за счет фильтрации атмосферных осадков в местах, где горные породы обнажены и имеют густую решетку трещиноватостей. Питание водоносного горизонта осуществляется, главным образом, в северно-восточной и восточной частях мульды, а так же на площадях водосбора озер Экибастуз и Карабидаик. Источниками питания подземных вод являются так же зоны перемятин.

Определяем статический приток воды, пересчитанный на часовой приток

Qст = (Кв*V)/8760, м3/час (10.1)

где V - годовой объём вынимаемой горной массы (уголь+вскрыша), м3/год

Кв - коэффициент водоотдачи

Qст = (0,025*17333333) / 8760 = 49,46 м3/час

Приток воды от атмосферных осадков определяется по формуле

Qат = (Ar / Fk) / (1000*8760), м/час (10.2)

где Ar - годовое количество осадков, м3/год

Fk - площадь карьера в плане, м2

Qат = (220*5010000) / (1000*8760) = 126 м/час

Приток воды в разрезе от инфильтрации атмосферных осадков определяется по формуле

Qинф = ((К1*Ar) * (Fc - Fk)) / (1000*8760), м3/час (10.3)

где К1 - коэффициент инфильтрации

Qинф = ((1,1*220) * (7467170 - 11638300)) / (1000*8760) = - 95 м3/час

Отсюда следует, что инфильтрация отсутствует.

Количество подземных вод притекающих в разрез принимаю по практическим данным 140 м3/час.

Испарения из разреза определяются по формуле

Qисп = (Аисп * Fk) / (1000*8760), м3/час (10.4)

где Аисп - испарение с поверхности разреза за год, мм

Qисп = (44 * 5010000) / 8760000 = 25,2 м3/час

Среднегодовой приток определяется по формуле

Qk = Qст + Qат + Qинф + Qпод - Qисп, м3/час (10.5)

Qk =49,46 +126 + 0 + 140 - 25,2 = 290,26 м3/час

Часовая производительность насосных установок определяется по формуле

Qp = (24 * Qk) / Птб, м3/час (10.6)

где Птб - время откачки воды в сутки (предварительно 20 ч)

Qp = (24*290,26) / 20 =348 м3/час

В соответствии с ПТБ водоотливные установки оборудуются одним рабочим и одним резервным нагнетательным ставом.

Для расчёта диаметра трубопровода принимаю скорость движения воды по техническим условиям (2,5м/сек).

Необходимый диаметр трубопровода определяется по формуле

Dтр = (4 * Qp) / (3600 * п * V), мм (10.7)

Dтр = (4*348) / (3600*3,14*2,5) = 0,049 мм

Диаметр трубопровода принимаю равный 50 мм.

Определю расчётную скорость движения воды

Vp = (4 * Qp) / (3600*п*Dтр), м/с (10.8)

Vp = (4*348) / (3600*3,14*0,05) =0,7 м/с

Определю напор насосной установки

Нр = Hr+(K3*(L/Dтр)+K4²+1)*Vp², м (10.9)

Нр = 305+(0,04*(473/0,3)+25+1)*0,7² = 449 м

Геодезическая высота подъёма воды определяется по формуле

Hr = Hн + Hвс + Hп, м

где Нн - глубина расположения насосной установки, м;

Нвс - высота всасывания, м;

Нп - превышение трубопровода над отметкой

промплощадки разреза, м

Hr = 300 + 3 + 2 = 305 м

Длина трубопровода определяется по формуле

L = (Нн + Нп + Lвс + Lик + Ни) * ((I-sin(b))/sin(b)) + L1, м (10.10)

где L1 - длина трубопровода на поверхности разреза, м

b - угол наклона трубного ходка в насосной камере, градус.

L = (300+2+5+20+15)*((1-0,7)/0,7)+40)) = 373 м

Основываясь на предыдущих расчётах выбираю насос ЦНС - 300.

Число ступеней определю по формуле

Z = Нр / Нст (10.11)

Z = 449/125 = 3,6

Принимаю 4 ступени.

Потребная мощность двигателя определяется по формуле

N = 1,1*(1000*Qp*Hp) / (3600*102*np), кВт (10.12)

N = 1,1*(1000*603*449) / (3600*264*0,71) = 441 кВт

Принимаю электрический двигатель типа ВАО 143-4 (N = 500кВт, n = 1250об/мин)

Годовой расход электроэнергии на водоотлив определяется по формуле

Е = (1,05*1000*Qp*Hp) / (3600*264*nн*nдв*nс), кВт/год (10.13)

Е=(1,05*1000*603*449)/(3600*264*0,71*0,954*0,95) = 3393429 кВт/год

11. Охрана окружающей среды

Проектные решения по защите окружающей среды должны отвечать требованиям и быть оптимальными.

Согласно действующим положениям объёмы выбросов газов и пыли в атмосферу не должны превышать значений, при которых в атмосфере, вблизи жилых массивов, концентрация вредных примесей не должна превышать санитарных норм.

Основные требования, ограничивающие нарушение земельных участков при ведении открытых горных работ, состоит в следующем: предприятия обязаны выплачивать одновременную компенсацию за изымаемую землю или передать землепользователям равноценные участки рекультивируемых земель.

Величина компенсации определяется затратами на освоение новых земель, или в пределах 5-20 тыс. тенге за 1га.

Предприятия обязаны в ходе работ или не позднее годового срока после завершения работ, привести за свой счёт земельные участки в состояние, пригодное для использования их по назначению.

В условиях разреза могут иметь место скопления ядовитых газов и пыли. Поэтому, доступ рабочих на рабочие места, разрешается только после полного проветривания разреза в местах взрыва.

Доступ в разрез разрешается после замера содержания ядовитых газов в воздухе и их соответствие санитарным нормам, то есть содержание кислорода должно быть 20% и углекислого газа не более 0,5%. (11, с. 82)

Наибольшую опасность по запылению атмосферы разрезов представляют буровзрывные работы. При отсутствии средств борьбы с пылью запыленность достигает 200-400 мг/м³ и более, а в результате массового взрыва образуется пылегазовое облако. К числу газов, выделяющихся при взрывных работах, относятся оксиды углерода и азота. Интенсивное пыле и газообразование происходит при выемочно-погрузочных работах, при работе колесного транспорта (запыленность вдоль дорог достигает 100-200 мг/м³). Наибольшую опасность представляет также и усреднительно-погрузочный комплекс. Поэтому необходимо применение орошения в местах перегрузки.

Для снижения запыленности воздушной среды при технологических процессах производят следующие мероприятия: засыпку поверхностей слоем щебня, укладку полотен из синтетических материалов, посадку культурных и дикорастущих растений на поверхностном слое укрепляемых пород или внесение в этот слой культур бактерий (железосульфатобактерий), что увеличивает вязкость пород; сокращение площади боковых поверхностей отвалов посредством уменьшения высоты и придания им геометрически правильной формы.

Для предупреждения пылеобразования при производстве массовых взрывов необходимо предварительное орошение водой или растворами поверхностно-активных веществ участков карьера, подготавливаемых к взрыву. Применение воздушно-механической пены, для покрытия поверхности транспортируемого материала, снижает запыленность воздуха.

Внедрение методов гидропылеподавления и систематической обработки дорог.

Замена дизельной техники на оборудование с электроприводом, замена автомобильного транспорта - железнодорожным, конвейерами.

Контроль за состоянием атмосферы производятся путем регулярных замеров температуры воздуха и его влажности, скорости и направления ветра, атмосферного давления и запыленности воздуха. Отбор проб для анализа производится не реже одного раза в квартал.

Для ликвидации вредного воздействия дренажных вод предусмотрена подача их на очистные сооружения с дальнейшим использованием для пылеподавления в разрезе.

Хозяйственно-бытовые сточные воды по напорным трубопроводам направляются на очистные сооружения.

Для пылеподавления на отвальных работах, предусматривается разгрузка ковша с высоты 1-3м.

12. Ремонт горного и транспортного оборудования

Открытый способ ведения горных работ в условиях Экибастузского угольного бассейна представляет неограниченные возможности применения мощного и сверхмощного оборудования, габариты, вес и производительность которого не ограничиваются горными условиями, что нашло отражение в данном проекте.

Высокий уровень механизации карьера, оснащение его разнообразным и мощным оборудованием, индустриальный характер работы - при круглогодовом и круглосуточном режиме работы оборудования - требует строгой организации технической эксплуатации этого оборудования, чем в значительной степени определяется эффективность использования механического оборудования, надежность его работы.

Ремонт машин составляет неотъемлемую часть их эксплуатации, а ремонтные базы являются неотъемлемой частью общего промышленного комплекса современных карьеров.

Система ремонтов машин и оборудования должна строиться на принципе предупреждения и полного исключения аварийных износов деталей и узлов. Этим принципам отвечает выработанная практикой, система планово-предупредительных ремонтов (ППР).

Под системой ППР понимается комплекс взаимосвязанных положений по техническому обслуживанию и ремонту оборудования с целью поддержания его работоспособности.

Система ППР включает планирование, подготовку и выполнение технического обслуживания и ремонта в требуемом объёме и в установленные сроки.

Сущность системы ППР заключается в том, что после наработки установленных объёмов или машино-часов производятся различные виды ТО и ремонтов оборудования, последовательность и периодичность которых определяется ресурсами деталей, узлов и агрегатов, условиями эксплуатации оборудования.

Общие положения о ремонте:

Структурой ремонтного цикла основного оборудования разреза предусмотрено проведение следующих видов ремонтов

капитального (К)

среднего (С)

текущего (Т)

Положением о ППР согласно (приказа), предусматривается двухцикловая система ремонтов. уголь карьер разрез порода

По первому циклу ремонтируется вводимое в эксплуатацию из монтажа оборудование, по второму циклу - оборудование, которое прошло капитальный ремонт.

Периодичность, продолжительность и трудоёмкость ремонта амортизационного оборудования устанавливаются предприятием в каждом конкретном случае с учётом его технического состояния.

Ремонтные работы при текущих ремонтах выполняет обслуживающий персонал и ремонтные бригады в специально отведённое время в объёмах установленных заводом изготовителем.

Капитальные ремонты осуществляют с целью устранения неисправностей и полного, или частичного восстановления ресурсов. В результате проведения капитального ремонта машине возвращаются все ее паспортные эксплуатационные показатели: производительность, грузоподъемность, скорость и т.д.

Главная форма организации капитального ремонта, выполняется с привлечением ремонтных организаций.

Аварийные ремонты возникают в результате аварийных повреждений оборудования. По объёму ремонтных работ могут носить характер текущих, или капитальных.

Принимаем на горно-транспортном оборудовании агрегатно-узловой метод ремонта, при этом ремонтируемое оборудование разбиваем на узлы и агрегаты, которые ремонтируются и сдаются на склад ремонтного подразделения, а имеющиеся агрегаты и узлы на складе монтируются на оборудовании. За счет этого сокращается время ожидания ремонта.

Ремонтируем оборудование на ремонтных площадках. Она должна располагаться на целике, иметь ровное покрытие, подъездные пути, обеспечена электропитанием.

Оборудование обеспечивается системой технического обслуживания, предусматривающего проведение ежесменного (ЕО), ежесуточного (Со), еженедельного(НО), сезонного(СЗО). Ежемесячно предусматривают ремонтный осмотр (РО).В рамках ремонтного цикла предусматриваем текущий(годовой)(Т), средний(С), капитальный(К) ремонты.Проведение вида ремонта зависит от количества горной массы экскавируемой машиной (переработано) с последнего ремонта.

Таблица 12.1

Нормы и продолжительность ремонтов

Оборудование	Т	С	К
ЭКГ-12,5	3,6/26	7,5/35	15/70
ЭКГ-6,3У	2,3/35	7,4/35	14,5/61
ЭШ-13.50	2,5/35	7,5/35	15/62
SRs(k)-2000	9/45	27/80	54/110
BRs(k)-2000.65	9/45	27/180	54/180
ARs(k)-5500.65	9/45	27/180	54/180
УПМ	3,5/40	10,5/55	21/90
Штабелеукладчик	3,5/40	10,5/55	21/90

13. Электроснабжение карьера

Для электроснабжения горных работ принимаем схему с изолированной нейтралью. Для питания силовых электроприёмников принимаем переменный трёх фазный ток со следующими эксплуатационными напряжениями: 6кВ - для питания экскаваторов и перегрузочно-погрузочных машин; 0,4кВ - для бурового оборудования, освещения и других силовых токоприёмников. Схему электроснабжения разреза применяем комбинированную, расположение фидеров радиально-двухступенчатое.

Питание главная понизительная подстанция разреза получает от главной понизительной подстанции города двухцепной линией 110 кВ. От ГПП 110/35/6 кВ, посредством двух фидеров 35 кВ, запитывается передвижная подстанция 35/6 кВ, которая снабжает электроэнергией с помощью фидеров 6 кВ вскрышной участок. От ГПП в свою очередь фидерами 6 кВ запитаны: роторные экскаваторы, конвейеры, освещение, дренажная шахта и отвал.

Роторные и одноковшовые экскаваторы подключаются к воздушным линиям через приключательные пункты типа ЯКНО-10У и далее по гибкому кабелю.

Буровые станки и другие низковольтные потребители подключаются к ПКТП-6/0,4, которая запитана от воздушной линии 6 кВ.

Роторные экскаваторы SRs(k)­2000, межуступные и забойные перегружатели подключаются при помощи передвижных ВЛ-6 кВ и кабельных барабанов, СКП-1200/150 с ёмкостью барабана для кабеля 1200 + 150 м. Подключение оборудования к ВЛ-6 кВ осуществлено через приключательные пункты ЯКНО-6эр.

Электроснабжение подъёмных, соединительных и магистральных конвейеров выполнено от стационарных подстанций 6/0,4 кВ с распредустройством 6 кВ расположенных на бортах разреза.

Разводку кабелей 6 кВ от подстанции 35/6 кВ по всем подстанциям 6/0,4 кВ и объектам произведено по кабельной эстакаде.

Подстанция 6/0,4 кВ на промплощадке станции осуществляет электроснабжение конвейеров на усреднительно-погрузочном комплексе (УПК).

Расчётную активную и реактивную мощность определяем по формулам, и результаты заносим в таблицу

Рр = åРу · Ксп.т; Qр = Рр · tgφр (13.1)

где åРу - суммарная установленная мощность, кВТ

Ксп.т - коэффициент спроса.

Расход активной и реактивной электроэнергии определяем по формулам, и результаты заносим в таблицу

Wр = Рр · Ки · t; WQ = Qр · t (13.2)

где Ки - коэффициент использования

t - время работы в сутки.

Таблица 13.1

Техническая характеристика электроприемников

Наименование	К-во	Рн, кВт Sн, кВт	∑Ру, кВт ∑Sу, кВА	Ксп.т	сos φр	tg φр	Расчетная мощность		Ки	t, ч	Расход эл. энергии
							Рр	Qр			Wр	WQ
							кВт	квар			кВт·ч	квар·ч
ЭКГ-12УС	3	1250	3750	0,5	0,8	-0,7	1875	-1313	0,6	22	24750	-28886
		160	480	0,5	0,7	1	240	240	0,6	22	3168	5280
ЭКГ-6,3У	1	1250	1250	0,5	0,6	-1,32	625	-825	0,6	22	8250	-18150
		160	160	0,5	0,7	1	80	80	0,6	22	1056	1760
SRS(k-2000)	3	3250	9750	0,7	0,6	1,01	6825	6894	0,8	22	120120	151668
ЭКГ-12,5	2	1250	2500	0,5	0,8	-0,7	1250	-875	0,6	22	16500	-19257
		160	320	0,5	0,7	1	160	160	0,6	22	2112	3520
ЭШ-13/50	1	1250	1250	0,5	0,9	-0,7	625	-438	0,6	22	-9336
		250	250	0,5	0,8	1	125	125	0,6	22	1650	2750
Отвальный мост	1	2*500+2*75	1150	0,7	0,8	1,1	805	885,5	0,8	22	14168	19481
ВRs(K)-2000.65	2	980	1960	0,7	0,8	1,1	1372	1509	0,8	22	24147	33198
КЛЗ	4	6*500	6000	0,7	0,9	1,1	4200	4620	0,8	22	73920	101640
					5
КЛС	2	3*500	3000	0,7	0,9	1,1	2100	2310	0,8	22	36960	50820
					5
КЛП	3	9*500	9000	0,7	0,9	1,1	6300	6930	0,8	22	110880	152460
					5
Итого по высоковольтной нагрузке							26582	21047			445911	446948
2СБШ-200Н	4	282	1128	0,7	0,7	1,0	790	798	0,6	7	3318	5586
						1,0
СБР-160.32	3	128	384	0,65	0,7	1,0	249	252	0,6	7	1045	1764
						1,0
ДКсТ-20000	7	20	140	0,4	0,9	0,1	56	6	0,5	11	308	62
ЦНС-300-60	1	630	630	0,6		0,5	378	189	0,7	17	4498	3213
Итого по высоковольтной нагрузке							1473	1245			9169	10625
Всего							28055	22292			455080	457573

Используя расчетные данные таблицы определяем расчетную мощность трансформаторов ГПП

Sр = √ΣРр² + ΣQр² кВА (13.3)

где ΣРр - суммарная расчетная активная мощность, без мощности вскрышного участка, кВт

ΣQр - суммарная расчетная реактивная мощность, без мощности вскрышного участка, кВт

Sp = √28055² + 22292² = 35833 Ква

На основании проведённых расчётов, учитывая, что от ГПП питаются потребители I и II категории, принимаем для ГПП 2 трехобмоточных трансформатора 110/35/6 типа ТДТН-16000/110. [12, с. 259]

Sр = √ΣРр² + ΣQр² кВА (13.4)

На основании проведённых расчётов принимаем для П/П 2 двухобмоточных трансформатора 35/6 типа ТМ-2500/35 [12, с. 248]

Расчет сечения воздушных и кабельных ЛЭП

Определяем расчетный ток нагрузки для электроприемников с равномерной продолжительной нагрузкой (конвейеров):

Iр.к=ΣРн · Кс / Uн · cos φ · √3 А (13.5)

где Uн- номинальное напряжение, кВ

По полученным данным выбираем провод [13, с.135]

Определяем расчетный ток для наиболее нагруженного кабеля на конвейерной линии

Iр.к = ΣРн · Кс / Uн · cos φ · √3 А (13.6)

Принимаем кабель [13, с. 250]

Определяем расчетный ток для экскаваторов ЭКГ

Iр.экг =√(ΣIа.д. + ΣIа.т.)² + (ΣIр.д. + ΣIр.т.)²,А  (13.7)

где I а.д. - сумма активных составляющих расчетного тока приводных двигателей главных преобразовательных агрегатов одноковшовых экскаваторов, А

I а.т. - сумма активных составляющих тока двигателей вспомогательных механизмов, А

Iр.д.- сумма реактивных составляющих расчетного тока приводных двигателей, А

Iр.т. - сумма реактивных составляющих токов двигателей вспомогательных механизмов, А

Iа.д. = ΣРн · Кс / Uн · √3 А (13.8)

Iа.т. = ΣSн · cos φ · Кс / Uн · √3 А (13.9)

Iр.т. = ΣIа.т. · tg φт = 5,4 · 0,7 А (13.10)

Iр.д. = ΣIа.д. · tg φд = 60,1 · (-0,7) А (13.11)

Iр.т= 5,4 · 0,7 =3,78 А

Iа.т= 60,1 · (-0,7) = - 42,07 А

Принимаем кабель КГЭ 3*50+1*16

Определяем расчетный ток для экскаваторов SRs(k)-2000

Iр.srsk = √ΣIа.д.² + ΣIр.д.² А (13.12)

Iа.д. = ΣРн · Кс / Uн · √3 А (13.13)

Iр.д. = ΣIа.д. · tg φд А (13.14)

Принимаем кабель КГЭ 3*120+1*35

Определяем расчетный ток нагрузки с низкой стороны для 2СБШ-200Н

Iр.н/в.сбш = Рн · Кс / Uн · cosφн · √3, А (13.15)

Определяем коэффициент трансформации

Кт = U1 / U2 (13.16)

Определяем расчетный ток с высокой стороны для 2СБШ-200Н

Iр.сбш = Iрн/в / Кт, А (13.17)

Принимаем кабель двойной кабель КГЭ 3*35+1*16

Определяем расчетный ток нагрузки с низкой стороны для СБР-160.32

Iр.н/в.сбр=Рн · Кс / Uн · cosφн · √3, А (13.18)

Iр.сбр = Iрн/в / Кт А  (13.19)

Принимаем двойной кабель марки КГЭ 3*35+1*16

Выберем марку провода самой нагруженной фидерной линии на вскрышном участке от П/П

Iр.ф. = Iр.экг + Iр.сбш + Iр.сбр А (13.20)

Принимаем провод марки А-50.

Выберем марку провода самой нагруженной фидерной линии на добычном участке от ГПП

Iр.ф. = Iр.srsk + Iр.сбр А (13.21)

Принимаем провод марки А-95.

Расчет освещения

Общее освещение всего разреза производится светильниками с ксеноновыми лампами, установленными на высоких мачтах, которые устанавливаются вне фронта ведения горных работ и БВР. Управление общим освещением производится фотоавтоматами.

Расчет общего освещения произведем по методу коэффициента использования светового потока. Принимаем норму освещенности Ен = 5 лк

Определяем площадь территории разреза

S = А · В м² (13.22)

где В - ширина разреза, м

А - длина разреза, м

Определяем суммарный световой поток, необходимый для освещаемой поверхности

ΣФ = Ен · S · Кз · Кп, лм (13.23)

где Кз - коэффициент запаса, учитывающий старение ламп и загрязнение светильников;

Кп - коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигурации освещаемой поверхности.

Для освещения принимаем ксеноновую лампу ДКсТ-20000 с Uн = 6000 В, Рл = 20000 Вт, Фл = 600000 лм, ηсв = 0,8.

Находим требуемое число ламп

Nл = ΣФ / Фл · ηсв ламп (13.24)

Определяем высоту установки ксеноновой лампы

Н = 0,011 · √Фл / Еmin, м  (13.25)

где Еmin- минимальная норма освещенности, лк

Определяем мощность осветительных трансформаторов

Sт1=ΣРл·10ˉ³/ηс·ηсв · cosφос, кВА (13.26)

Sт1=ΣРл·10ˉ³/ηс · ηсв · cosφос,кВА(13.27)

где ηс- к.п.д. осветительной сети

cosφос- коэффициент мощности для ламп накаливания

Принимаем трансформатор типа ТМ - 63 и трансформатор типа ТМ - 100.

Произведем расчет тока нагрузки проводов и кабелей осветительной сети

Iп = Рл · в · а / Uн · cosφос · ηсв · √3 А  (13.28)

где в - число отдельных групп

а - число ламп в группе

Исходя из условия Iр ≤ Iдоп и условия механической прочности принимаем алюминиевый провод А-35

Iг.к = Рл / Uн · cosφос · ηсв · √3 А  (13.29)

Исходя из условия Iр ≤ Iдоп и условия механической прочности, принимаем кабель КГ - 3х16 + 1х6 + 1х6 [13, с. 250]

Расчет заземления

В соответствии с ПТЭ и ПТБ при эксплуатации электроустановок при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом должны быть сооружены защитные заземляющие устройства, к которым надежно должны быть подключены металлические части электроустановок и корпуса электрооборудования, не находящиеся под напряжением, но которые могут в случае повреждения изоляции оказаться под напряжением.

Заземление производится с помощью устройств, которые представляют собой совокупность заземлителя и проводников, которые соединяют заземляющие части электроустановок с заземлителем.

Заземление на разрезах выполняется общим для электроустановок напряжением до и выше 1000В, при этом величина сопротивления заземления не должна превышать 4 Ом.

Заземляющие устройства состоят из главного заземлителя, магистральных заземляющих соединительных проводов, местного заземлителя, который устанавливается у передвижных приключательных пунктов. Минимальное сечение магистральных для заземляющих проводов А должно быть Smin ≥ 35 мм².

Расчет заземления ведем исходя из условий, что

Rз.общ = Rз.к + Rз.пр+ +Rз.ж ≤ 4 Ом

Определяем сопротивление заземляющего провода, прокладываемого по опорам ВЛ - 6 кВ, в качестве которого принимаем провод марки А-35 сечением 35 мм² для которого удельное активное сопротивление Rо = 0,91 Ом/км

Rз.пр = Rо · L Ом  (13.30)

где L- величина самой длинной фидерной линии, км

Определяем сопротивление заземляющей жилы кабеля

Rз.ж = Lк / γ · S Ом  (13.31)

где Lк - длина кабеля, м

γ - удельная проводимость заземляющей жилы, Ом/м

S - площадь сечения заземляющей жилы кабеля, мм²

Определяем допустимое сопротивление центрального заземляющего контура

Rз.к. = 4 - Rз.пр - Rз.ж Ом (13.32)

Центральный заземлитель выполняется из стальных труб диаметром 5см и длиной 400см. Верхний конец трубы находится на 20см выше поверхности, трубы соединяются между собой стальной полосой шириной 2,5см.

Определяем сопротивление заземляющего контура

Rз.к = (Rтр · Rп) / (Rтр · h + Rп · hтр · n) Ом  (13.33)

где Rтр - сопротивление трубчатого заземления

hп и hтр - коэффициент использования электродов заземления, соответственно полосового и трубчатого.

Rтр = р / (2 · П · l) · ln ((4 · l) / d) Ом  (13.34)

где р - удельное сопротивление грунта, Ом

l - длина трубы, см

Rn - сопротивление полосового заземления, Ом

Rп = р / (2 · П · l) · ln ((2 · l²) / в · t) Ом  (13.35)

где в - ширина полосового электрода, см

t - глубина заложения, см

l - длина полосового электрода, см

n - число трубчатых электродов заземляющего контура

n = Rтр / Rзк шт  (13.36)

Общее сопротивление заземления

Rз.общ = Rз.к + Rз.пр + Rз.ж Ом  (13.37)

Также для защиты людей от эл тока при нарушении изоляции, применяем устройства контроля изоляции, для сетей напряжением 380В и 220В, типа УАКИ 380 и УАКИ 220.

Мероприятия по компенсации реактивной мощности

Определяем коэффициент мощности

cosφ = Wр / √Wр² + WQ²  (13.38)

Так как коэффициент мощности ниже чем 0,92 необходимо применять мероприятия для его повышения, т.е. необходимо компенсировать реактивную мощность.

Для компенсации реактивной мощности проектом принимается установка статических конденсаторов. Статические конденсаторы изготовляют из определенного числа секций, которые в зависимости от рабочего напряжения и расчетной величины реактивной мощности соединяют между собой параллельно, последовательно или комбинированно.