Проектирование работы карьера

карьер горный месторождение

В проекте выполнены подсчет запасов месторождения, определен контур карьера, произведён выбор и обоснование способа разработки, системы и схемы вскрытия, расчет карьерного транспорта; представлены мероприятия по охране труда.

Произведен технико-экономический анализ, в котором дано обоснование принятого вскрышного экскаватора, построен график режима горных работ.

1. Геология

1.1 Общие сведения

В административном отношение месторождение находится в Бичурском районе Республики Бурятия. В хозяйственно-экономическом отношении район относится к числу сельскохозяйственных с ведущими отраслями земледелием и животноводством.

Районный центр с. Бичура находится от месторождения в 50 км к востоку и связано с ним асфальтированным шоссе с. Бичура — пристань Усть-Харлун. Пристань Усть-Харлун на реке Чикой находится в 12 км от месторождения. Через неё в начале работы разреза осуществлялась значительная часть грузооборота, а в настоящее время этот участок реки в связи с изменением русла реки считается не судоходным.

Основными потребителями продукции являются предприятия и учреждения Бичурского района и г. Улан-Удэ, главными из которых являются ТЭЦ 1, ТЭЦ 2, ТЭЦ 3; а так же Гусинозёрская ГРЭС. Спецификой последних четырёх, является постоянная суточная потребность в топливе. Годовая потребность этих предприятий в твёрдом топливе составляет порядка 170 тыс. тонн.

Окино-Ключевское месторождение приурочено к средней части Эдуйской межгорной впадины — крайней восточной оконечности протяженной Хилок-Чикойской депрессии. С севера впадина обрамлена отрогами Заганского хребта, а с юга — острогами Бичурской гривы.

Рельеф долины характеризуется сглаженными формами, относительные превышения не значительны. Переход к острогам Заганского хребта резкий, ступенеобразный, склоны хребта сильно расчленены непротяженными падями. Относительные превышения над днищем долины 300 м. Восточное замыкание Бичурской Гривы, обрамляющее впадину, значительно эрозировано, склоны мягкие, округлого очертания, полого смыкаются с днищем долины, относительное превышение не более 100 — 150 м.

Площадь месторождения находится на плоском водоразделе рек Хилок и Чикоя. В центральной части водораздел имеет невысокую гряду меридианного направления. На восток от водораздела местность вначале резко понижается, а затем становится почти ровной, с незначительным уклоном к р. Хилок. Площадь участка работ распределена на выровненной поверхности средней части днища долины.

Большая часть впадины занята пахотными землями, пониженные участки с солончаковыми почвами покрыты луговой растительностью. Золовые пески на востоке впадины закреплены сосновыми борами.

На площади впадины расположено несколько сёл: Окино-Ключи, Старые Ключи, Эдуй, Усть-Харлун.

Гидрографическая сеть района представлена крупными реками Чикой и Хилок. Река Чикой протекает с юга на север. Река Хилок в последние два десятилетия значительно обмелела и потеряла судоходное значение, так же как и Чикой. Непосредственно на площади впадины протекает небольшая речка Топка, левый приток р. Хилок. Два небольших озера впадины Тукум и Амбон горько-соленые. Примыкающие к озёрам пониженные участки местности слабо заболочены.

Источниками питьевого и технического водоснабжения в настоящее время служат подземные воды и воды рек Чикой, Хилок и ОкиноКлючевская.

Электроэнергией район снабжается централизованным порядком от Восточно-Сибирской энергосистемы через местные подстанции распределения.

Основными путями транспортного сообщения являются шоссейные и грунтовые дороги.

Горная промышленность в районе развита слабо. Имеются несколько карьеров строительных материалов, находящихся в основном в долине реки Хилок, и Окино-Ключевский разрез, разрабатывающийся с 1983 г.

Климат района резко континентальный. Температурный режим характеризуется значительной изменчивостью, не только в течении года, но и суток. Особенно это заметно в летний период. Среднегодовая температура воздуха минус 9 градусов по шкале Цельсия. Средняя продолжительность теплого периода года — 183 дня. Абсолютный минимум температуры воздуха -49?С, среднее значение из абсолютных минимумов -44?С. Средняя температура января -20?С. Дата перехода среднесуточной температуры через 0? — 15.04 и 20.10. образование снежного покрова 9.10 — 13.11, разрушение снега — 22.03. — 30.04. продолжительность безморозного периода — 85 дней. Глубина сезонного промерзания пород составляет 200 — 250 см. В районе преобладает в основном ясная погода. Осадки в течении года выпадают неравномерно. Максимум их приходится на летние месяцы (около 70%), в том числе за июль-август выпадает 60%. Среднегодовое количество осадков 200−375 мм. Зима малоснежная. Мощность снежного покрова до 20 см, иногда снежный покров отсутствует. Район месторождения находится в зоне недостаточного увлажнения. Влажность воздуха летом 55−60%. Максимальный размер разовых ливней не превышает 20−30 мм. Количество ливней в год — 2 — 3. весенние паводки в пределах участка отсутствуют.

Воздух в районе месторождения имеет минимальное загрязнение промышленными выбросами, чему способствуют показатели ветрового режима — скорость и направление. Основное направление ветров северо-западное (40 — 50% без учёта штиля). В мартеапреле наблюдаются периодические сильные ветра (до 25 м/с).

Животный мир не отличается богатством. Встречаются косули, изюбры, лисицы, зайцы, белки. В степной зоне обитают грызуны: суслики, тарбаганы и тушканчики.

1.2 Геологическая характеристика месторождения

В геологическом строении Эдуйской впадины и ближайшего горного обрамления принимают участие разновозрастные стратифицированные образования. Они представлены высоко метаморфизованными породами протерозоя, эффузивными и нормальными осадочными породами юрского и мелового возраста. Широким распространением пользуются рыхлые четвертичные отложения.

Осадочными отложениями Окино — Ключевского месторождения относятся к нижнему отделу меловой системы Гусиноозёрской серии, подразделяющиеся, на следующие свиты снизу — верх:

А) Сангинская свита — представлена песчано-алевролитовым составом с редкими прослоями аргиллитов и гравелитов, особенно в низах свиты пользуются алевролиты от серого до чёрного цвета. Сложение их массивное и сложное. Горизонтальная и пологоволнистая сложности пород указывают на спокойные и устойчивые условия накопления осадков.

Песчаники представлены в основном тонко — и мелкозернистыми разностями и связаны с алевролитами постепенными взаимопереходами. Средне — и крупнозернистые, особенно последние, распространены незначительно и большей частью в верхнем горизонте свиты. По составу песчаники кварцполевошпатовые, в наиболее тонкозернистых разновидностях наблюдается присутствие слюд. Цемент глинистый, в маломощных прослоях карбонатно — глинистый.

Б) Селенгинская свита — отложения селенгинской угленосной свиты образуют небольшое поле (распространение 7,5 на 3,5 км) в центральной части впадины. В строении свиты принимает участие широкий набор пород: от мелко — и среднегалечных конгломератов до аргиллитов, среди которых залегают пласты линзы угля.

Наибольшим распространением пользуются песчаники и алевролиты. Песчаники большей частью мелкозернистые, их переходы в алевролиты, близкие по гранулометрическому составу и внешнему облику, весьма обычны. Эта малоконтрастность её строения для целей расчлесления крупнозернистые и не имеют широкого распространения.

Особое положение в строении свиты занимают пласты угля. Контрастность на фоне вмещающих пород, хорошая выдержанность, определили выбор их в качестве маркирующих горизонтов.

Четвертичные и современные отложения на месторождении имеют мощность до 70 — 80 м и распространены повсеместно. Представлены они в основном разнообразными песками монотонного строения. В структурном отношении Эдуйская впадина является частью протяжённой Хилок — Чикойской депрессии. Мезозойская Хилок — Чикойская депрессия в ходе длительного развития претерпела существенные тектонические перестройки. В частности в результате подвижек по поперечным разрывным нарушениям она разделена на ряд более мелких структур.

Вскрышные породы сложены мелкои крупнозернистыми песчаниками, алевролитами. Подстилающие породы — слюдянистые аргиллиты. Мощность вскрышных пород составляет в среднем 34 м.

Исходя из вышеприведённых характеристик, можно сделать вывод, что все породы имеют низкую механическую прочность, большая части их неводостойкая. Высокая естественная влажность и большая плотность глинистых пород могут привести к проявлению процессов размягчений и оползания, пучения и морозного вспучивания в зимнее время.

Уголь представлен полосчатыми в различной степени окисленными разностями с низкими прочностными характеристиками. Пределы прочности при сжатии, определенные по двум пробам, равны 24,05 и 32,99 кг/см²

Залегание пластов пологопадающее от 6 до 11?. Строение пласта на западе простое, восточнее он представлен двумя-тремя пачками. Общая мощность породных прослоек в основном составляет 1,5 — 2,0 м. Угольная пачка сложена бурыми углями. Категория по крепости угля по СНиП — II. В процессе экскавации угли не требуют взрывного рыхления.

1.3 Запасы полезного ископаемого

1.3.1 Кондиции к подсчёту запасов

При определении границ технически годного угля за основу принималось физическое состояние угля, зольность, теплотворная способность и содержание гуминовых кислот.

Опытное сжигание угля показали: уголь легко возгорается при температуре 350 — 400? С, в начале горения интенсивно растрескивается с обильным выделением чёрного дыма, в последующем горит ровным малодымным пламенем. Зола после горения белая, серо-белая, пылеватая, практически не спекается в условиях бытовой печи. На основании имеющихся результатов анализа качества, угли месторождения являются высокозрелыми, низкозольными, бурыми марки Б3. По петрографическим разностям угли полублестящие, полуматовые, матовые. Угли месторождения являются энергетическим топливом для сжигания в топках котельных и бытовых отопительных печах, что способствует росту спроса на него.

1.3.2 Качество полезного ископаемого

Влажность

Для характеристики качества углей определялись влага аналитическая (W^a) и максимальная влагоёмкость (W^max). В контуре подсчёта запасов содержание влаги изменяется в приделах от 1,2 до 3,2%, при среднем значении 2,2%. В зоне развития окисления угля, где пористость значительно повышается, содержание аналитической влаги достигает 9,13%. Некоторое снижение наблюдается в высокозольных углях и угольной саже с максимальной степенью окисления. Каких либо закономерностей в изменении влагоемкости на площади выявлено не установлено. По показателю максимальной влагоёмкости, приравненной к влажности рабочего топлива, угли месторождения характеризуются как среднекачественные.

Зольность

По содержанию золы угли месторождения относятся к среднезольным. Содержание зольности на абсолютно сухое топливо изменяется в широких пределах. Её содержание колеблется от 7,89 до 37,6% и в среднем равна 19,96%.

В результате испытаний было установлено, что максимальную зольность имела проба, включающая породный прослоек мощностью 8 см.

Закономерности изменения зольности на площади установлено не было, но в ряде случаев наблюдалось уменьшение зольности сверху вниз в мощных однородных пачках. Повышение зольности характерно в припочвенной и прикровельнной частях пластов. Значительно повышается зольность в зоне окисления.

Выход летучих веществ на горючую массу (V^г)

Выход летучих веществ характеризует угли месторождения как бурые марки Б3. Средний выход летучих веществ на горючую массу составляет 38,86% при колебаниях от 30,37 до 46,67%. Показатель выхода этих веществ практически не зависит от зольности угля и глубины его залегания. Увеличение выхода летучих веществ до 50 — 55% устанавливается в зоне интенсивного окисления и сопровождается значительным повышением содержания гуминовых кислот от 25 до 65%.

Теплотворная способность

График зависимости между содержанием гуминовых кислот, характеризующий степень окисления, и теплотой сгорания показывает резкое снижение теплотворной способности глубоко выветрелых разностей, с выходом гуминовых кислот более 20 — 80%. В границах подсчёта запасов размах колебаний так же значительный — от 6498 до 7827 ккал/кг, при среднем значении 7040 ккал/кг. Низшая теплота сгорания с учётом средних качественных характеристик угля в границах подсчётной части составляет 3913 ккал/кг.

По величине теплотворной способности угли месторождения характеризуются как энергетическое топливо среднего качества. Теплотехнический коэффициент для пересчёта запасов на условное топливо равен 0,559.

Таблица 1.1 — Основные показатели качества угля

1.3.3 Подсчёт запасов

Подсчёт геологических запасов выполняется методом геологических блоков.

где — объём i-го блока, м³;

— площадь i-го блока, м²;

— мощность i-го блока, м.

Все результаты расчётов сведены в таблицу 1.2.

Таблица 1.2 — Запасы ПИ.

1.3.4 Промышленные запасы

Промышленные запасы определяются путём вычитания из геологических запасов потерь полезного ископаемого.

Расчёт нормативного уровня потерь производится в соответствии с «Отраслевой инструкцией по расчёту промышленных запасов для угольных месторождений».

Для определения нормативных показателей потерь при разработке наклонного пласта проводится технико-экономическая оценка 3-х вариантов.

В первом варианте предусмотрена разработка пласта без прихвата пустых пород. Коэффициент засорения (К_З) в этом случае будет равен 0, а коэффициент потерь может быть определён по формуле:

где — ширина добычной заходки, = 10,5 м;

б — угол падения пласта, б = 9°;

m — мощность пласта, m = 10 м.

По второму варианту разработка пласта ведётся без потерь угля, т. е. коэффициент потерь в этом варианте равен 0, а коэффициент засорения может быть определён по формуле:

где г_У — плотность угля, г_У = 1,3 т/м³;

г_В — плотность породы, г_В = 1,8 т/м³.

По третьему варианту разработка пласта предусматривается с равным соотношением коэффициентов потерь и засорения.

Все результаты расчётов сведены в таблицу 1.3.

По результатам вариантов разработки пласта (Таблица 1.3) установлено, что наиболее экономичным является вариант I, по которому достигается наибольшая величина прибыли на 1 т погашенных запасов, равная 281 руб. Следовательно, нормативный коэффициент потерь для рассматриваемых условий разработки наклонного пласта будет равняться 0,16, a коэффициент засорения — 0.

Определим нормативные потери полезного ископаемого:

где З_Г — геологические запасы, З_Г = 3 371 447,95 т;

Определяем промышленные запасы угля:

Таблица 1.3 — Результаты расчётов нормативных потерь полезного ископаемого

2. Основные положения проекта

2.1 Углы откосов бортов карьера

Нерабочий борт карьера

Конструкция и параметры нерабочих бортов карьера должны удовлетворять требования устойчивости и размещения на них необходимых площадок. В нормах технологического проектирования для карьеров рекомендуется определять угол наклона бортов карьера, по аналогии с эксплуатируемыми месторождениями принимается равным 45°.

Рабочий борт карьера

Углы откосов рабочих бортов определяются в соответствии с параметрами элементов системы разработки (высота уступа Ну = 5 м и ширина рабочей площадки Врп = 26 м, угол откоса уступа б — 80 градусов), определяется по формуле:

2.2 Границы карьера

Глубина карьера определяется почвой пласта и в среднем составит 75 м.

Длина карьера в плане в конечном контуре составит 1060 м, а ширина — 700 м.

Объём вскрышных пород в контуре карьера составит — 67 981 877 м³, а объём полезного ископаемого — 25 178 473 м³ (2 832 016 т).

Средний коэффициент вскрыши — 2,7 м³/т.

2.3 Горно-геометрический анализ

Исходные данные:

Топографический план поверхности месторождения (лист 1);

Геологические разрезы (лист 2).

Порядок выполнения ГГА

На геологических разрезах выполняем разбивку на рабочие горизонты, высота горизонта равняется 10 м. Место расположения разрезной траншей закладывается по висячему боку залежи, на контакте с полезным ископаемым. Минимальная ширина рабочей площадки принимается для данного оборудования равной 30 метрам, минимальная ширина разрезной траншеи 25 м из условия безопасного размещения выемочно-транспортирующего оборудования (тупиковая схема подачи автосамосвалов к выемочному оборудованию).

Рассматриваем вариант отработки карьерного поля с максимальным углом рабочей зоны (ц=мах), для данных условий ведения работ ц = 11°.

Производим подсчет площадей вскрыши и полезного ископаемого по этапам. Результаты сводим в таблицу 2.1

Таблица 2.1 — Результаты ГГА

Используя данные таблицы 2.1, строим график накопленных объемов по этапам отработки (рисунок 2.1). На основе графика накопленных объёмов и с учётом проектной производительностью карьера по полезному ископаемому строим график режима горных работ (рисунок 2.2). Проектная производительность карьера по полезному ископаемому 200 тыс. т. (154 тыс. м³). В первый год работы проектная производительность по полезному ископаемому принимается равной 150 тыс. т. (115 тыс. м³). Производим регулировку объёмов вскрыши и получаем окончательный график режима горных работ (рисунок 2.3).

Объемы вскрыши и полезного ископаемого по годам отработки сведены в таблицу 2.2.

Таблица 2.2 Годовые объемы вскрыши и добычи полезного ископаемого.

В период отработки месторождения выделены 8 этапов с изменением годовых объемов вскрышных пород, приходящихся на постоянную производительность карьера по полезному ископаемому.

Рисунок 2.1 График накопленных объёмов

Рисунок 2.2 График режима горных работ

Рисунок 2.3 Отрегулированный график режима горных работ

2.4 Производительность карьера

2.4.1 Производительность карьера по полезному ископаемому

Производительность карьера по полезному ископаемому обуславливается потребностью добываемого сырья. В данном районе эта потребность составляет около 197 тыс. т. угля в год. На основании выше изложенного, годовая производительность карьера по полезному ископаемому принимается равная 200 тыс. т/год.

Принятая производительность проверяется по горнотехническим возможностям карьерного поля:

где h — скорость понижения горных работ, h = 6 м/год;

s — горизонтальная площадь ПИ, s = 40 500 м²;

г — плотность полезного ископаемого, г = 1,3 т/м³;

k_И — коэффициент извлечения, k_И = 0,84

Данное условие выполнилось, значит, карьер сможет обеспечивать принятую проектом годовую производительность.

2.4.2 Производительность карьера по вскрышным породам

Производительность карьера по вскрыше связана с производительностью по полезному ископаемому, а также зависит от коэффициента вскрыши. Поэтому производительность по вскрыше м³/год можно определить по формуле:

где k_В.СРЕД.—средний коэффициент вскрыши, k_В.СРЕД = 2,7

3. Вскрытие рабочих горизонтов карьера

3.1 Выбор и обоснование способа и схем вскрытия

Целью вскрытия карьерного поля является создание транспортной связи рабочих горизонтов со складом полезного ископаемого и отвалом.

Месторождение представлено пластом, средняя мощность которого составляет 11 м, а угол падения — 9°. На основе ранее изложенного и с учётом того, что система разработки транспортная (обоснование системы разработки приведено в разделе 4.1), принимаем траншейный способ вскрытия карьерного поля.

Вскрытие осуществляется путем проведения капитальных и разрезных траншей для создания доступа к полезному ископаемому с помощью системы транспортных коммуникаций.

3.2 Руководящий уклон. Форма трассы

В карьере принят автомобильный транспорт, поэтому принимаем руководящий уклон 70‰ (СНиП 2.05.07−91(1996) — «Промышленный транспорт»).

Так как длина фронта горных работ позволяет разместить трассу на одном борту карьера (на нерабочем), то принимается простая форма трассы.

3.3 Параметры траншей

3.3.1 Капитальные траншеи

Капитальная траншея по вскрышным породам

Проведение капитальной траншеи будет осуществлять погрузчик ТО — 11 с погрузкой горной массы в автосамосвалы БелАЗ-540, при тупиковой схеме разворота автосамосвала в траншее.

Для капитальных траншей в мягких порода угол откоса её борта не должен превышать 60°. Поэтому, угол откоса бортов траншеи принимается равным 60°.

Ширина капитальной траншеи по низу рассчитывается из условия обеспечения безопасного двуполостного движения по траншеи по следующей формуле:

где В_ПД — ширина полосы движения, В_ПД = 9,5 м.;

m — безопасное расстояние, m = 1 м.;

К — ширина водосточной канавы, К = 1,5 м.

Рассчитанную ширину траншеи по низу проверяем на соответствие параметрам разворота автосамосвала по ЕПБ.

где m — безопасное расстояние от нижней бровки откоса борта траншей до кромки автосамосвала, m=1 м;

Rа — радиус поворота автосамосвала, Rа=10 м ;

b_a — ширина автосамосвала, в=4,4 м ;

lа — длина автосамосвала, lа =7,1 м.

.

Принимаем ширину траншеи по низу равную 21,5 м, т.к. это значение удовлетворяет обоим условиям.

Глубина проведения капитальной траншеи равна высоте разрабатываемых уступов 5 м.

Длина капитальной траншеи определяется по формуле:

где i — уклон капитальной траншеи, i =0,07;

Н_ТР — глубина проведения траншеи, Н_ТР = 5 м.

Определяем объем капитальной траншеи методом вертикальных сечений:

где S_ТР — площадь поперечного сечения траншеи,

Капитальная траншея по полезному ископаемому

Проведение разрезной траншеи будет осуществлять экскаватором Э — 2503 с погрузкой полезного ископаемого в автосамосвалы БелАЗ-540, при тупиковой схеме разворота автосамосвала в траншее.

Для капитальных траншей в мягких порода угол откоса её борта не должен превышать 60°. Поэтому, угол откоса бортов траншеи принимается равным 60°.

Ширина капитальной траншеи по низу рассчитывается из условия обеспечения безопасного двуполостного движения по траншеи по следующей формуле:

где В_ПД — ширина полосы движения, В_ПД = 9,5 м.;

m — безопасное расстояние, m = 1 м.;

К — ширина водосточной канавы, К = 1,5 м.

Рассчитанную ширину траншеи по низу проверяем на соответствие параметрам разворота автосамосвала по ЕПБ и по размещению экскаватора в траншее.

Проверка на соответствие параметрам разворота автосамосвала в траншее по ЕПБ:

где m — безопасное расстояние от нижней бровки откоса борта траншей до кромки автосамосвала, m=1 м;

Rа — радиус поворота автосамосвала, Rа=10 м ;

b_a — ширина автосамосвала, в=4,4 м ;

lа — длина автосамосвала, lа =7,1 м.

Проверка по размещению экскаватора в траншее:

Принимаем ширину траншеи по низу равную 21,5 м, т.к. это значение удовлетворяет всем трём условиям.

Глубина проведения капитальной траншеи равна высоте разрабатываемых уступов — 6 м.

Длина капитальной траншеи определяется по формуле:

где i — уклон капитальной траншеи, i =0,07;

Н_ТР — глубина проведения траншеи, Н_ТР = 6 м.

Определяем объем капитальной траншеи методом вертикальных сечений:

где S_ТР — площадь поперечного сечения траншеи,

3.3.2 Разрезные траншеи

Разрезная траншея по вскрышным породам

Длина разрезной траншеи по вскрышным породам принимается 449 м.

Объем разрезной траншеи:

где S_ТР — площадь поперечного сечения траншеи,

Остальные параметры разрезной траншеи аналогичны параметрам капитальной траншеи, т.к. они проходятся одним выемочно-транспортным оборудованием.

Разрезная траншея по полезному ископаемому

Длина разрезной траншеи по полезному ископаемому принимается равной длине карьерного поля и равняется 449 м.

Объем разрезной траншеи:

где S_ТР — площадь поперечного сечения траншеи,

Остальные параметры разрезной траншеи аналогичны параметрам капитальной траншеи, т.к. они проходятся одним выемочно-транспортным оборудованием.

3.4 Объём горно-капитальных работ

Объёмы проектных горно-капитальных горных работ должны обеспечить нормативный объём подготовленных запасов. Проектом в горно-капитальные работы включены:

— капитальные траншеи на горизонты 620, 615, 610, 605,600.

— разрезные траншеи на горизонтах 625, 620, 615,610, 605, 600.

— разнос бортов траншеи на горизонтах 625, 620, 615,610, 605, 600.

Объём подготовленных запасов на момент сдачи разреза в эксплуатацию составляет 16 700 т.

График горно-капитальных работ представлен на листе 2.

3.5 Экономическая часть к разделу «Вскрытие рабочих горизонтов карьера»

Таблица 3.1 — Расчет затрат на вскрытие

4. Система разработки

4.1 Обоснование и выбор системы разработки

Так как месторождение характеризуется средними по сложности горнотехническими условиями, позволяющими вести отработку открытым способом; а карьер — не долгим сроком службы и небольшой годовой производительностью, то проектом принимается открытый способ ведения горных работ с транспортной системой разработки и внешним отвалообразованием.

4.2 Схема комплексной механизации

К рассмотрению в проекте принимается следующее выемочно-транспортное оборудование:

— на добычных работах — экскаватор Э — 2503 и автосамосвал БелАЗ — 540

— на вскрышных работах — погрузчик ТО — 11 и автосамосвал БелАЗ — 540

Расчёт схемы комплексной механизации приведён в пунктах 4.3 и 4.4.

4.3 Добычные работы

Норма выработки на погрузку полезного ископаемого экскаватором Э — 2503 в смену, при погрузке горной массы в автосамосвал БелАЗ — 540

Сменная норма выработки экскаватора Э — 2503 при погрузке горной массы в автосамосвалы БелАЗ-540 рассчитывается по формуле:

где Т_см — продолжительность смены, Т_см = 480 мин;

Т_пз — продолжительность подготовительно-заключительных операций, Т_пз = 31 мин;

Т_об — время на обслуживание рабочего места (входит в продолжительность подготовительно — заключительных операций);

Т_лн — время на личные надобности, мин;

V_а — объём горной массы в кузове автосамосвала, м³;

t_уп — норматив на установку автосамосвала под погрузку, мин;

t_ож — норматив времени на ожидание автосамосвала, мин;

t_п — норматив времени на погрузку автосамосвала, мин.

где t_оп — оперативное время на цикл погрузки, с;

n_Ц — количество циклов экскаватора на погрузку одного автосамосвала, где Е — вместимость ковша экскаватора, м³;

К_э — коэффициент экскавации;

К_П — поправочный коэффициент,

где К₁, К₂ …К_n — поправочные коэффициенты, учитывающие изменение нормы выработки в результате отклонения условий работы от принятых при нормировании.

Все необходимые данные и результаты расчётов сведены в таблицу 4.1.

Таблица 4.1 — Результаты расчётов производительности экскаватора Э — 2503

Суточная производительность экскаватора равна:

где n — количество рабочих смен в сутки.

Годовая производительность экскаватора будет определяться по формуле:

где Т_ВЫХ — число праздничных и выходных дней в году, сут.;

Т_КЛ — число дней простоя в году по природно-климатическим условиям, сут.;

Т_ТЕХН — число дней простоя, обусловленное технологическими и организационными причинами, сут.

Т_ППР — число дней простоя по планово-предупредительным ремонтам в год, сут.

где Т_СУММ — суммарная продолжительность простоя оборудования в ремонтном цикле

где t_ТЕК, t_СР, t_КАП, t_МЕС, t_ОС — продолжительность соответственно текущего, среднего, капитального, месячного ремонта и сезонного обслуживания Т_Ц — продолжительность межремонтного цикла, лет.

где количество выходных и праздничных дней в месяце при прерывной рабочей неделе работы оборудования, сут.

N_МЕС — количество месяцев работы оборудования внутри ремонтного цикла где Q_КАП — наработка экскаватора на капитальный ремонт, м³;

К_ПОПР — поправочный коэффициент к приведённому объёму на условия работы;

Q_МЕС — месячная производительность экскаватора, м³/мес Определяем количество экскаваторов для выполнения годовых объемов. Расчет ведем по плановому объёму полезного ископаемого.

где К_р — коэффициент резерва;

Q_ПИ — годовая производительность карьера по полезному ископаемому.

Все необходимые данные и результаты расчётов сведены в таблицу 4.2.

Таблица 4.2 — Результаты расчётов производительности экскаватора Э — 2503

Норма выработки на транспортирование полезного ископаемого автосамосвалом БелАЗ-540 в смену, при погрузке горной массы экскаватором Э — 2503

Сменная норма выработки автосамосвала БелАЗ — 540 на транспортировке полезного ископаемого будет определяться по формуле:

где Т_СМ — продолжительность смены, принятая для нормирования, мин.;

Т_ПЗ — продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин.;

Т_ТП — продолжительность перерывов в работе по технологическим и организационным причинам, мин.;

Т_ЛН — перерывы в работе на личные надобности водителя, мин.;

Va — объём горной массы в кузове автосамосвала, м3;

t_Р — время рейса автосамосвала, мин;

где L — расстояние транспортирования, км;

V — средняя скорость движения автосамосвала, км/ч;

t_УП — норматив на установку автосамосвала под погрузку, мин;

t_ОЖ — норматив времени на ожидание автосамосвала, мин;

t_РАЗ — норматив времени на разгрузку автосамосвала, мин;

t_УР — норматив времени на установку автосамосвала для разгрузки, мин

t_П — норматив времени на погрузку автосамосвала, мин.

где t_оп — оперативное время на цикл погрузки, с;

n_Ц — количество циклов экскаватора на погрузку одного автосамосвала, где Е — вместимость ковша экскаватора, м³;

К_э — коэффициент экскавации;

К_П — поправочный коэффициент, где К₁, К₂ …К_n — поправочные коэффициенты, учитывающих изменение нормы выработки в результате отклонения условий работы от принятых при нормировании.

Все необходимые данные и результаты расчётов сведены в таблицу 4.3.

Таблица 4.3 — Результаты расчётов производительности автосамосвала БелАЗ — 540

Определяем необходимое число автосамосвалов. Расчёт ведём из условия обеспечения автосамосвалами сменного грузопотока где Н_В — сменная производительность автосамосвала, м³/смен;

К_Р — коэффициент резерва;

Р — необходимый сменный грузопоток, м³/смен.

где Т_г — годовой фонд времени работы экскаватора, сут;

n — количество рабочих смен в сутки.

Все необходимые данные и результаты расчётов сведены в таблицу 4.4.

Таблица 4.4 — Результаты расчётов производительности автосамосвала БелАЗ — 540

4.4 Вскрышные работы

Норма выработки на разработку и погрузку пород вскрыши погрузчика ТО — 11 в смену, при погрузке горной массы в автосамосвалы БелАЗ — 540

Сменная норма выработки (м³/см) на разработку и погрузку горных пород в автосамосвалы определяется по формуле:

где Т_см — продолжительность смены, Т_см = 480 мин.;

Т_пз — норматив времени на подготовительно-заключительные операции на смену, мин;

Т_лн — норматив времени на личные надобности на смену, мин;

Т_в — норматив вспомогательного времени на 100 м³ горной массы в плотном состоянии, мин;

Т_о — норматив основного времени на 100 м³ горной массы в плотном состоянии, мин;

где Va — объём горной массы в кузове автосамосвала, м3;

Т_па — продолжительность погрузки автосамосвала, мин;

где t_ц — продолжительность цикла погрузки, мин;

n_ц — количество циклов, выполняемых погрузчиком для загрузки одного самосвала;

где Е — объем породы в ковше погрузчика, м³;

К_р — коэффициент разрыхления горных пород;

К_н — коэффициент наполнения ковша.

Все необходимые данные и результаты расчётов сведены в таблицу 4.5.

Суточная производительность погрузчика равна:

где n — количество рабочих смен в сутки.

Годовая производительность экскаватора будет определяться по формуле:

где Т_ВЫХ — число праздничных и выходных дней в году, сут.;

Т_КЛ — число дней простоя в году по природно-климатическим условиям, сут.;

Т_ТЕХН — число дней простоя, обусловленное технологическими и организационными причинами, сут.

Т_ППР — число дней простоя по планово-предупредительным ремонтам в год, сут.

Таблица 4.5 — Результаты расчётов производительности погрузчика ТО — 11

Т_СУМ — суммарная продолжительность простоя оборудования в ремонтном цикле

где Т₁, Т₂, Т₃, К — продолжительность ремонта соответственно 1-го текущего, 2-го текущего, 3-го текущего и капитального, час.;

Т_РЦ — общая продолжительность ремонтного цикла, лет;

где Т _М — продолжительность и месячного ремонта, сут;

Т_ВПМ — количество выходных и праздничных дней в месяце, сут;

N_МЕС — количество месяцев работы погрузчика внутри ремонтного цикла:

где V_к — приведённый объём наработки на капитальный ремонт, м³;

Определяем количество экскаваторов для выполнения годовых объемов. Расчет ведем по плановому объёму вскрышных работ.

где К_р — коэффициент резерва;

Q_ВСК.Г — годовая производительность карьера по полезному ископаемому.

Все необходимые данные и результаты расчётов сведены в таблицу 4.6.

Таблица 4.6 — Результаты расчётов производительности погрузчика ТО — 11

Норма выработки на транспортирование пород вскрыши автосамосвалом БелАЗ-540 в смену, при погрузке горной массы погрузчиком ТО — 11

Сменная норма выработки автосамосвала БелАЗ — 540 на транспортировке пород вскрыши будет определяться по формуле:

где Т_СМ — продолжительность смены, принятая для нормирования, мин.;

Т_ПЗ — продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин.;

Т_ТП — продолжительность перерывов в работе по технологическим и организационным причинам, мин.;

Т_ЛН — перерывы в работе на личные надобности водителя, мин.;

Va — объём горной массы в кузове автосамосвала, м3;

t_Р — время рейса автосамосвала, мин;

где L — расстояние транспортирования, км;

V — средняя скорость движения автосамосвала, км/ч;

t_УП — норматив на установку автосамосвала под погрузку, мин;

t_ОЖ — норматив времени на ожидание автосамосвала, мин;

t_РАЗ — норматив времени на разгрузку автосамосвала, мин;

t_УР — норматив времени на установку автосамосвала для разгрузки, мин

t_П — норматив времени на погрузку автосамосвала, мин.

где t_оп — оперативное время на цикл погрузки, с;

n_Ц — количество циклов экскаватора на погрузку одного автосамосвала, где Е — вместимость ковша экскаватора, м³;

К_э — коэффициент экскавации;

К_П — поправочный коэффициент, где К₁, К₂ …К_n — поправочные коэффициенты, учитывающих изменение нормы выработки в результате отклонения условий работы от принятых при нормировании.

Все необходимые данные и результаты расчётов сведены в таблицу 4.7.

Таблица 4.7 — Данные и результаты расчётов производительности автосамосвала БелАЗ — 540

Определяем необходимое число автосамосвалов. Расчёт ведём из условия обеспечения автосамосвалами сменного грузопотока где Н_В — сменная производительность автосамосвала, м³/смен;

К_Р — коэффициент резерва;

Р — необходимый сменный грузопоток, м³/смен.

где Т_г — годовой фонд времени работы погрузчика, сут;

n — количество рабочих смен в сутки.

Все необходимые данные и результаты расчётов сведены в таблицу 4.8.

Таблица 4.8 — Результаты расчётов производительности автосамосвала БелАЗ — 540

4.5 Элементы системы разработки

1. Высота уступа: по требованиям безопасности ведения работ высота уступа не должна превышать максимальной высоты черпания погрузчика. Н_Ч.MAX = 5,5 м. Принимаем высоту — 5 м.

Н_У = 5 м

2. Ширина заходки погрузчика: ширина заходки погрузчика принимается равной ширине заходки добычного экскаватора:

А_П= (1,5ч1,7)R_чу.Э=1,6•6,5=10,5 м.

3. Ширина рабочей площадки: ширина рабочей площадки будет определяться по формуле

Ш_рп=А+3С+Т+П+Z

где С — безопасное расстояние, С = 1 м;

Т — транспортная полоса, Т = 5 м;

П — полоса для размещения вспомогательного оборудования, П = 6 м.

Z — призма возможного обрушения, Z = 1,5 м.

Ш_рп=А+3С+Т+П+Z=10,5+3•1+5+6+1,5=26 м.

4. Минимальная длина блока: минимальная длина блока принимается равной длине карьерного поля и равняется 449 м.

5. Фактическая длина блока:

где N_Э — количество вскрышных экскаваторов, n_РЭ = 2;

L_КП — длина карьерного роля, L_КП = 449 м;

n_РГ — количество рабочих горизонтов, n_РГ = 4.

6. Скорость понижения горных работ:

где Ну — высота уступа, Ну = 5 м;

Т — время подготовки горизонта.

где Vрт — объем разрезной траншеи, м3

Vо — объём по расширению разрезной траншеи, м3

7. Скорость подвигания фронта горных работ:

4.6 Обоснование выбора автосамосвала. Специальный вопрос

Обоснование выбора автосамосвала производится по наименьшим приведенным затратам на 1 т перевозимой породы. В качестве конкурирующих вариантов принято следующее оборудование:

1 вариант — карьерный автосамосвал БелАЗ-540

2 вариант — карьерный автосамосвал HD325−6 (Komatsu)

3 вариант — карьерный автосамосвал TA 230 Litronic (Liebherr)

Самосвалы по всем вариантам имеют близкие технические характеристики, так г/п у БелАЗ-540 равна 27 т; для HD325−6 (Komatsu) 30 т и для TA 230 Litronic (Liebherr) 30 т.

Таблица 4.9 — Капитальные затраты по трем вариантам

Таблица 4.10 — Амортизационные отчисления

Таблица 4.11 — Расчет заработной платы

Таблица 4.12 — Расчет затрат на вспомогательные материалы