Разработка Лебединского горнорудного месторождения

• Исходные данные
• 1. Общие сведения о предприятии
• 2. Геология месторождения
• 3. Расчет параметров карьера
• 4. Вскрытие месторождения
• 5. Выбор и расчет выемочно-погрузочного оборудования на вскрыше и добыче
• 6. Выбор системы разработки и ее элементов
• 7. Буровзрывные работы
• 8. Выбор и эксплуатационный расчет транспортных средств на вскрыше и добыче
• 9. Перегрузочные пункты
• 10. Отвалообразование
• 11. Рекультивация
• 12. Энергоснабжение и освещение карьер
• 13. Водоотлив
• 14. Мероприятия по охране труда и технике безопасности
• 14.1 Охрана окружающей среды
• Литература

Исходные данные

Мощность рыхлой вскрыши

128 м

Мощность скальной вскрыши

30 м

Мощность полезного ископаемою

230 м

Размеры карьера по дну

760/ 560 м

Производная мощность карьера

38 млн. т

Углы залегания рудного тела со стороны лежачего бока

19°

со стороны висячего бока

30°

1. Общие сведения о предприятии

Лебединский горно-обогатительный комбинат представляет собой уникальное предприятие.

Благодаря фантастическим запасам месторождения богатой железной руды около 22.4 млрд. тонн, которые можно разрабатывать 500 лет, оно дважды занесено в Книгу рекордов Гиннеса. И еще из-за невиданной величины карьера, из которого ежегодно добывается около 40 млн. тонн руды, а из нее в свою очередь производят 175 млн. тонн высококачественного концентрата и порядка 8 мпн. тонн окатышей.

Наряду с основной продукцией, добывается и вывозится для последующей переработки большой объем песка, щебня, глины, мела. В настоящее время на комбинате успешно работает завод силикатного кирпича, который производит 78 млн. штук в год. Построено и работает предприятие «Руслайм» — завод тонкодисперсного мела, производящий 200 тыс. тонн мела семи сортов. Сейчас на комбинате построен завод ГБЖ, который является первым в России по производству металлизированных брикетов это высококачественное сырье для металлургической промышленности. Предположительно, что этот завод будет производить по 1.5 млн. тонн в год с каждого из трех модулей.

В данном проекте обоснована система разработки, выбор ВВ и оборудования, численность трудящихся и ИТР, основная зарплата, себестоимость, экологическая эффективность. Рассмотрены вопросы по схеме электроснабжения карьера, соблюдения правил ТБ. Охрана окружающей среды. Все вопросы обоснованы, количество оборудования подсчитано по данной производительности.

Лебединское месторождение железистых кварцитов расположено на территории Губкиского района Белгородской области и входит в состав Курской магнитной аномалии — КМА. Районный центр г. Губкин расположен в 8 км западнее месторождения. В широтном направлении район пересекает железнодорожная линия Старый Оскол-Ржава_т проходящая в 1 км севернее месторождения. Ближайшей желеэодорожной станцией является станция «Губкин» ЮВЖД. С районным центром и ближайшими месторождениями соединено сетью асфальтированных и фунтовых дорог.

Рельеф района месторождения представляет собой относительно равнинную, понижающуюся в северо-западном направлении поверхность склона, в северной части постепенно переходящую в пойму реки Осколец. На западе и востоке она пересекается двумя впадающими в пойму реки Осюлец оврагами. Ездоцким и Лебедок, которые служат емкостями для вскрышных пород Лебединского карьера. Карьер расположен, а центре месторождения. В настоящее время он занимает площадь 3 040 000 м² по поверхности. Максимальная глубина карьера около 300 м. Наиболее высокие абсолютные отметки относятся к южной части месторождения и достигают 220−225 м.

Климат района умеренно-континентальный с большими годовыми колебаниями температуры, преобладают ветры западных направлений. Среднемесячная температура имеет максимум в июле и минимум в январе. Лето жаркое с умеренным количеством осадков, зима снежная. Среднегодовое количество осадков колеблется в пределах 500−600 м. Устойчивый снеговой покров начинается в период с 10 по 20 ноября. Промерзаемость почвы в районе месторождения не превышает 1.2 метра.

Растительность района представлена лиственными лесами и кустарниками. Крупные лесные массивы отсутствуют, а сохранившиеся небольшие лесные участки в качестве стройматериалов и топлива не используются.

Снабжение промышленных предприятий и города электроэнергией осуществляется от Курской и НовоВоронежской АЭС и Губкинстй ТЭЦ, работающей исключительно на привозном каменном угле. Собственной топливной базы в районе месторождений нет. Теплоснабжение промышленных объектов и города осуществляется от Губкинской ТЭЦ.

Для водоснабжения промышленных предприятий и города используются воды мергепьно-мелового и сеноман-альбского водоносных горизонтов при помощи глубоких скважин, расположенных в придолинной части ручья Теплоколодезянского, реки Осколец села Осколец.

Кроме того, для технических нужд шахты им Губкина и обогатительных фабрик комбината «КМАруда» и частично АООТ «ЛГОК» используются шахтные воды, откачиваемые из шахты в количестве 300 м³/ч. Горнодобывающие и перерабатывающие цеха АООТ «ДГОК» используют воды Оскольского водохранилища. Лебединской дренажной шахты, реки Осколец, а также оборотную воду из прудоотстойника, ливневую и паводковую воду.

Губкинский район является густозаселенным сельскохозяйственным и промышленным районом Белгородской области с развитой инфраструктурой. Наиболее крупным и ближайшим к Лебединскому месторождению населенным пунктом является город Губкин. Это административный, промышленный и культурный центр района. Среди других населенных пунктов крупным является город Старый Оскол. Жилищные условия в городе Губкине удовлетворительные. Город и промышленные объекты газифицированы. Основную роль в экономике города играют горные предприятия АООТ «ЛГОК», АО комбинат «КМАруда», и, в определенной степени построенный на базе местных кирпичных суглинков кирпичный завод, завод железобетонных изделий, а также завод сухих красок. Сельское хозяйство на территории района имеет зерноводческое направление. В городе Губкине расположены филиалы МГОУ, СГИ, горный техникум, технический лицей и ПТУ. Квалифицированная рабочая сила привлекается в основном за счет этих учебных заведений.

В 1966 году правительством было принято решение о строительстве Лебединского горнообогатительного комбината по добыче и переработке железной руды на базе железистых кварцитов Лебединского месторождения.

Проект на строительство комбината выполнили институты: «Центрогилроруда», Промстройпроект, Электротяжхимпроект, Металлургавтоматика. Горнокапитальные работы начаты в1967 году. Строительство объектов комбината начато в 1968 году, а в декабре 1972 года введена в эксплуатацию первая очередь комбината по добыче и обогащению железистых кварцитов.

Железистые кварциты с содержанием железа 34−35% подвергаются обогащению на магнитных сепараторах обогатительных фабрик. После обогащения получается высококачественный концентрат с содержанием железа общего 68,5% и суперконцентрат с содержанием железа общего 73%. Концентрат, а также окатыши направляются на Оскольский электрометаллургический комбинат, Новолипецкий и Магнитогорский металлургический комбинаты, а также на экспорт.

По масштабам запасов, сосредоточенности их, количеству и технологическим особенностям пород вскрыши и железистых руд, сырьевая база комбината является уникальной и позволяет обеспечить длительную работу предприятия, его расширение или строительство нового горнообогатительного комбината.

2. Геология месторождения

Лебединское месторождение приурочено к центральной части северо-восточной полосы Курской магнитной аномалии, проходящей в южной части Среднерусской возвышенности по водоразделу рек Днепра (на западе) и Дона (на востоке).

В геологическом строении месторождения принимают участки осадочной породы, метаморфизованные эффузивно-осадочные и изверженные образования: Оболинский, Михайловский, Курский свит, прорываемые дайками основных пород.

Вскрышные породы представлены четвертичными бурными суглинками средней мощностью 23 м. «писчим» мелом и слюдистым мергелем средней мощностью 46 м, лесками средней мощностью 32 м, юрскими и девонскими песчано-глинистыми отложениями средней мощностью 8 м. Средняя мощность нерудной толщины 106 м, с колебаниями в пределах от 80 до 130 м.

Под осадочной толщей повсеместно залегают кристаллические метаморфические породы докембрия, имеющие очень сложное строение.

Вся толща местами прорвана магматическими породами. Продуктивная толща представлена бедными рудами железистых кварцитов.

Верхняя часть железистых кварцитов в зоне выветривания обогащена и в основном представлена залежами богатых магнетито-мартитовых и гематитовых руд. На данный момент запасы богатых руд Лебединского месторождения отработаны.

Под богатыми рудами залегает толща магнетитовых железистых кварцитов с содержанием магнитного железа 26,5%, железа общего 33,5%.

Железистые кварциты представляют собой микрокристаллические метаморфические образования первичного осадочного происхождения. Характерная для них форма залегания многопластовая толща. Железистые кварциты залегают крутонаклонно (местами вертикально) и уходят на значительную глубину до 1−2 и даже 5 км.

Железистые кварциты Лебединского месторождения по минеральному составу и минералогическим свойствам разделяются на три класса;

1. Окисленные железистые кварциты.

2. Полуокисленные железистые кварциты.

3. Неокисленные железистые кварциты

К классу окисленных железистых кварцитов относятся руды, у которых FeO магнетитового не более 6%. Мощность окисленных кварцитов колеблется от 0 до 42 м, средняя до 8 м. Ниже этой зоны расположена зона полуокиспенных кварцитов. К ним относятся кварциты, которые содержат FeO магнетитового от 6% до 12%. Мощность этой подзоны колеблется от 0 до 35 м, средняя 9 м.

Главными железосодержащими минералами в кварцитах является магнетит и гематит (железная слюда).

Преобладающим рудным минералом является магнетит. Усредненное содержание железа общего в железистых кварцитах составляет 35%, железа растворимого -32,5%, железа силикатного около 2.5%.

Вредные примеси: фосфор и сера представлены соответственно 0,2 и 0,1%.

Руды крулнокусковатые.

Объемная масса (объемный вес) окисленных железистых кварцитов равна 3,2 т/м³, попуокисленных — 3,27 т/м³, неокисленных — 3,47 т/м^э.

Влажность кварцитов, выдаваемых из карьера равна З%.

Коэффициент разрыхления кварцитов, сланцев, кварцитопесчаников- 1,5.

Коэффициент крепости по шкале профессора М. М. Протодьяконова: окисленных — 4:8; полуокисленных -8:12; неокисленных -12:16; сланцев — 4:2; кварцитопесчаников-6:16.

Средняя объемная масса осадочных пород — 1,9 т/м^э, сланцев — 2.8 т/м³, кварцитопесчаников 2,4 т/м³.

Низкое содержание железа в кварцитах не позволяет использовать их как руду без предварительного обогащения. В процессе обогащения наиболее легко извлекается железо, связанное с магнетитом, труднее — связанное с гематитом и совсем не извлекается железо, связанное с силикатом.

В результате обогащения содержание шлакообразующих и вредных примесей в концентрате резко сокращается.

Концентрат и окатыши, получаемые в результате обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения, являются высококачественным металлургическим сырьем для доменного производства и производства электростали после восстановительных операций.

Гидрогеологические условия Лебединского месторождения очень сложные. Широко распространены три основных водоносных горизонта: мергельно-меловой_: рудно-кристаллический, имеющие между собой связи.

Воды мергельно-мелового горизонта циркулируют по трещинам в меловой толще. Водоносный горизонт обладает большой водообильностью, удельный дебит по данным водооткачек составляет 3,5−4,5 л/сек. Водообильность увеличивается от водораздела к долине реки Осколец. Средний коэффициент фильтрации мергельно-меловых пород около 2,3 м/сутки.

Водоносный горизонт имеет распространение и является наиболее водоносным горизонтом. Удельный дебит по данным откачки 1−2,5 л/сек. Средний коэффициент фильтрации 15 м/сутки. Горизонт безнапорный и приурочен к пескам, мощность 35 м. Водоупором для обоих горизонтов служат юрские глины.

Рудно-фисталлический водоносный горизонт приурочен к трещиноватым кристаллическим породам докембрия и богатым железным рудам. Водоупорным полом рудно-кристаллического водоносного горизонта служат монолитные докембрийские породы, а водоупорной кровлей — юрские песчаные глины.

Гидростатический напор 5−7 атм.

Железные руды обводнены по всей своей мощности. Характер их обводненности связан с их трещиноватостью и пористостью.

Подземные воды Лебединского месторождения относятся к одному типу, гидрокарбонатно-кальциевому, они прозрачны, не имеют запаха и привкуса и пригодны для питьевых целей. Действующие в карьере водопонизительные установки, гидроотвал, хвостохранилище и водозаборы нарушают естественный режим водоносных горизонтов, в результате образовалась депрессионная воронка с общим радиусом 10 км.

Результате работ водопонизительных установок, на тpex рудниках их депрессионные воронки взаимодействуют, и они слились в одну общую депрессионную поверхность.

Водоприток в действующие дренажные системы Лебединского месторождения составляет 2000 м³/час. Вода, притекающая к карьеру, перехватывается дренажным контуром (сквозные фильтры, водопонизительные скважины), внутренним дренажным контуром (открытыми дренажными траншеями, прибортовым дренажем и горизонтальными скважинами) из рудного горизонта восстающих и дренажных выработок и открытыми дренажными траншеями.

Для защиты карьера от затопления паводками по его границе со стороны реки Осколец отсыпана дамба гидрозащиты высотой 3 м, а с юга и юго-запада карьера сооружена система каналов и дамб, регулирующая поверхностный сток.

Таким образом, при разработке Лебединского горнорудного месторождения требуется применение особых технологических приемов, учитывающих сложность гидрогеологических условий.

3. Расчет параметров карьера

Рис. 1. Схема для определения основных параметров карьера

Определяем глубину карьера

Н = m_р + m_ск + m_n, м

m_р — мощность рыхлой вскрыши, м

m_ск — мощность скальной вскрыши, м

m_n — мощность полезного ископаемого, м

Н= 128+30+230= 388 м

Определяем размеры карьера

Длина карьера по кровле пласта полезного ископаемого:

L_к = L+ m_n (ctg_n + ctg_B), м

L — длина карьера по дну. м

m_n— мощность полезного ископаемого, м

_п— угол откоса борта со стороны лежачего бока

_в— угол откоса борта со стороны висячего бока

L_к = 760 +230 (2.6+1.4) =1680 м

Ширина карьера по кровле пласта полезного ископаемого:

В_к= B + m_п (ctg_п+ctg_в), м

В — ширина карьера по дну, м

В_к = 560 +230 (2,6+1,4) = 1480 м

Длина карьера по кровле скальной вскрыши:

L_ск = L_к + m_ск (ctg_n + ctg_B), м

L_ск = 1680 +30 (2,6+1,4) = 1800 м

Ширина карьера по кровле скальной вскрыши:

В_ск = В_к + m_ск (ctg_п+ctg_в)

В_ск =1480+30 (2,6+1,4) = 1600 м

Длина карьера по верху:

L_в = l_сk + m_p (ctg_п+ctg_в), м

L_в =1800 +128 (2,6+1,4) = 2312 м

Ширина карьера по верху:

В_в = В_ск + m_р (ctg_n + ctg_B), м

В_в =1600 + 128 (2,6+1,4) = 2112 м

Объем полезного ископаемого, и вскрыши в контуре карьера с достаточной степенью точности будем определять как объем усеченной пирамиды.

Определяем объем полезного ископаемого в контуре карьера:

V_пи = 1/3 m_n (S +), м³

V_пи = 1/3 230 (336 900 ++2 486 400) = 216 573 890,3

S — площадь карьера по дну, м²

S = L*В, м²

S = 760*560 = 336 900 м²

S_K— площадь карьера по кровле пласта полезного ископаемого, м²

S_K = L_к *В_к, м²

S_к = 1680 * 1480 = 2 486 400 м²

Определяем объем скальной вскрыши в контуре карьера:

V_ск=1/3-*m_ск (S_к +), м³

V_ск = 1/3 * 30 * (2 486 400+2486400 *2 880 000 +2 880 000) =53 680 970,6 м³

S_ck — площадь карьера по кровле скальной вскрыши

S_ck = L_ск* В_ск, м²

S_{ck =} 1800*1600 =2 880 000 м²

Определяем объем рыхлой вскрыши в контуре карьера;

V_р= 1/3 m_р (S_ск +), м³

V_P=1/3 * 128 (2 880 000 ++4 882 944) = 331 313 226,2 м³

S_в = - площадь карьера по верху, м²

S_в = L_B * В_в, м²

S_в = 2312 *2112 = 4 882 944 м²

Величина промышленных запасов определяется исходя из геологических запасов полезного ископаемого и величины принятых потерь. При разработке месторождения подземным способом коэффициент потерь составляет:

К_п = 0,01 -0,03

3.4.1 Объем промышленных запасов

V_np = V_пи * К_извл, м³

К_извл — коэффициент извлечения

К_извл — 1 — К_п

V_np = 216 573 890,3* 0,99 = 214 408 151,3 м³

Определяем объем карьера по горной массе.

V_к = V_пи+V_в, м³

V_в— объем всей вскрыши:

V_в = V_р+V_cк, м³

V_в =331 313 226,2 +53 680 970,6 = 384 994 196,8 м³

V_к = 216 573 890,3+384 994 196,8 = 601 568 087,1 м³

Определяем промышленный коэффициент вскрыши:

K_nр = V_в/V_пp *у, м³/т

V_в— объем всей вскрыши в контурах карьера:

у — объемный вес полезного ископаемого

у=3,4т/м³

К_пр = 384 994 196,8 / 214 408 151,3*3,4 = 6,1 м³/т

Определяем срок существования карьера:

Т_к = V_np * у / Q_rп, лет

Q_пр— годовая производительность карьера, млн. тонн

Т_к = 214 408 151*3,4/ 38 000 000 = 19,2 лет

3.8. Определяем среднегодовой объем рыхлой вскрыши

V_ср.рых = V_р/Т_к,м³/год

V_ср.рых.= 331 313 226,2/19,2= 17 255 897,19 м³/год

Определяем среднегодовой объем скальной вскрыши:

V_{ср. ск.} = V_ск/T_к, м³/год

V_{ср. ск} = 53 680 970,6/ 19,2 = 2 795 883,89 м³/год

В проекте принимаем режим работы предприятия:

Карьер — непрерывный

Экскаваторы-2 смены по 12 часов

Железнодорожный транспорт — 2 смены по 12 часов

Буровой участок-2 смены по 12 часов

Отвал -2 смены по 12 часов

Автотранспорт -2 смены по 12 часов

4. Вскрытие месторождения

Лебединское месторождение вскрывается комбинированным способом; двумя внешними траншеями в сочетании с внутренними съездами. Горизонты -+ 60, +75 м вскрываются внешней групповой траншеей с тремя железнодорожными путями с руководящим уклоном 40% по которым руда вывозится железнодорожным транспортом на фабрику, а вскрытие породы на внешний отвал.

Горизонты +90, +115 м вскрываются внешней групповой траншеей с двумя железнодорожными путями с применением комбинированной трассы.

С отметкой +45 м месторождение вскрывается серией автомобильных съездов со специальной трассы. В настоящее время общее направление развитых горных работ существенно не изменяется. Возможны частичные изменения будут определяться вводом в эксплуатацию некоторых участков месторождения. Поэтому в данном проекте сохраняется существующая система вскрытия

5. Выбор и расчет выемочно-погрузочного оборудования на вскрыше и добыче

Выбираем на добыче экскаватор ЭКГ -12,5 с емкостью ковша 12,5 м³.

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-12,5

Емкость 12,5 м'

Максимальный радиус черпания на горизонте установки 14,8 м

Максимальный радиус черпания 22,5 м

Высота черпания при максимальном радиусе черпания 10,1 м

Максимальный радиус разгрузки 19,9 м

Высота разгрузки при максимальном радиусе разгрузки 7,6 м

Максимальная высота черпания 15,6 м

Радиус разгрузки при максимальной высоте разгрузки 19,5 м

Максимальная высота разгрузки 10 м

Продолжительность цикла экскаватора 32 сек

На рыхлой вскрыше принимаем экскаватор ЭВГ -35/65

Техническая характеристика экскаватора ЭВГ -35/65

Емкость ковша 35 м³

Максимальный радиус черпания на горизонте установки 37 м

Максимальный радиус черпания 65 м

Максимальный радиус разгрузки 62 м

Высота разгрузки при максимальном радиусе разгрузки 26 м

Максимальная высота черпания 40 м

Радиус разгрузки при максимальной высоте разгрузки 58 м

Максимальная высота разгрузки 45 м

Продолжительность цикла экскаватора 60 сек

На скальной вскрыше принимаем экскаватор ЭКГ — 6,3 ус

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ — 6,3 ус

Емкость ковша 6,3 м³

Максимальный радиус черпания на горизонте установки 13,5 м

Максимальный радиус черпания 19,8 м

Высота черпания при максимальном радиусе черпания 9,6 м

Максимальный радиус разгрузки 17,9 м

Высота разгрузки при максимальном радиусе разгрузки 7,7 м

Максимальная высота черпания 17,1 м

Радиус разгрузки при максимальной высоте разгрузки 16,5 м

Максимальная высота разгрузки 12,5 м

Продолжительность цикла экскаватора 30 сек

Определяем производительность экскаватора на добыче:

Q_гд =3600/t_ц*(Е*К_э*Т_см*К*у*П_см*N_рэ), т/год

Т_ц — время цикла экскаватора, сек;

Е — емкость ковша экскаватора, м³

К_э — коэффициент экскавации К_э = 0,5 — 0,6

Т_см — время смены, ч.

К" - коэффициент испытания рабочего времени К_м = 0_:6 * 0,8

Y — объемный вес полезного ископаемого у = 3,4 т/м³

П_см — количество смен

N_рэ— количество дней работы экскаватора в год, дни

Q_rд— = 3600/30*(12,5*0,6*12*0,8*3,4*2*260) = 14 320 800 т/год

Определяем количество экскаваторов на добыче;

М'_эд = (Q_гк/Q_эд)*(N_pк/N_рэ), единиц

Q_rк— годовая производительность карьера

N_pк — число рабочих дней карьера

N_рэ число рабочих дней экскаватора

N_эд = (38 000 000/14320800)*(305/260) = 3 единицы

Определяем годовую производительность экскаватора на скальной вскрыше:

N_э ск = 3600/t_ц(Е*Кэ*Т_см*К_и *П_см* N_pэ), м^э/год

Q_э ск = 3600/30(6.3*0,6*12*0,8*2*260) = 2 264 371,2 м^э/год

Определяем количество экскаваторов на скальной вскрыше.

N_э ск = (V_{г ск}/ Q_{r ск})*К_рез

К_рез, единиц,

V_{г ск} — объем скальной породы

Q_{r ск} — производительность на скальной вскрыше

К_рез— коэффициент резерва К_рез = 1,2

N_э ск = (2 795 883,89/2 264 371,2)*1,2 = 1,5 единицы

Определяем годовую производительность экскаватора на рыхлой вскрыше:

Q_{r р} = 3600 /t ц, (Е * К_э * Т_см * К_и * П_см * N_pa), м³/год

Q_{r р} = 3600 / 60 * (35 * 0,6 * 12 * 0,8 * 2 * 260) = 6 283 920 м³/год

Определяем количество экскаваторов на рыхлой вскрыше:

М_{э р} = V_гp/V К_рез, единиц

V_гр — объем рыхлой вскрыши

Vпроизводительность на рыхлой вскрыше

N_эр= (17 255 897,19/6 289 920) 1,2 = 3 единицы

6. Выбор системы разработки и ее элементов

По классификации М. Г Новожилова принимаем транспортную систему разработки с перевозки пород со вскрыши во внешний отвал.

По классификации В. В. Ржевского принимаем систему разработки углубочную_: однобортовую, продольную, с отработкой горизонтальными слоями (уступами), с выемкой пород на всю высоту слоя заходками вдоль фронта работ с внешним отвалообразованием. Элементы системы разработки принимаем с учетом безопасного ведения работ, с залеганием месторождения, физико-механических свойств горных пород, типа горно-транспортного оборудования.

К элементам системы разработки относятся: высота уступа, ширина рабочей площадки, длина блока, длина фронта работ, скорость углубления карьера.

Определяем высоту уступа на добыче и скальной вскрыше:

Рис. 2. Схема определения высоты уступа и высоты развала

Так как работы на скальной вскрыше и добыче осуществляются с помощью БВР, то по условиям безопасности высота уступа равна:

На добыче: h _y 1,5 h _ч мах, м

h _ч мах — максимальная высота черпания (по характеристики экскаватора)

п _y 1.5 *15.6= 23.4м

Высота развала:

h_D = (0,8 * 0,9) гг., м

h_P = 0,9 23.4 = 21.06м

На скальной вскрыше: h _y 1,5 h _ч мах, м

h _ч мах — максимальная высота черпания (по характеристике экскаватора)

h. _y. 1,5 17.1 = 25.65м

Высота развала:

h_р = (0_,8−0,9)*h_y, м

h_p = 0.9 25.65= 23.09 м

Определяем высоту уступа на рыхлой вскрыше (Рис.3):

Рис 3 Схема определения высоты уступа на рыхлой вскрыше

h _y — h _ч мах, м

h_yp =40м

Определяем длину фронта работ.

На рыхлой вскрыше:

L_pB =(L_в+L_ск)/2, м

L_pa = (2312+1800)/2 = 2056 м

На скальной вскрыше:

L_скв= (L_к +L_ск)/2, м

L_скв = (1680+1800)/2= 1740 м

На добыче:

L_фд=(L+L_к)/2 =(760 +1680)/2 = 1220 м

Блок — это часть горных пород на уступе, подготовленная для работы одного экскаватора.

На рыхлой и скальной вскрыше длина блока равна длине фронта работ.

Длину блока будем определять на добычных уступах.

Длину блока на добыче определяем из необходимого объема взорванной горной массы, которая должна обеспечить производительную работу экскаватора между двумя массовыми взрывами.

В проекте принимаем производить два взрыва в месяц, исходя из этого длина блока на добыче.

Исходя из этого определяем длину блока на добыче:

L_блд = К * Q_эм / В_вз hy, м

К — коэффициент резерва взорванной горной массы К = 0,5

Q_эм — производительность экскаватора в месяц, м³/мес

Q_эм = {3600 / t_ц) * Е * Т_cм* К_м * П_cм * П_pм, м^з/мес

Q_эм= (3600/32)* 12,5* 12* 0,8* 2* 22 = 594 000 м³/мес

L_блд = 0,5 — 594 000/ 24.52 23.4 = 517.61 м

В_вз— ширина врываемой полосы по массиву

Рис. 4. Схема для определения параметров взрывного блока

Определяем ширину взрываемой полосы по массиву (Рис.4):

B_вs, = W_n+(n_p-1)*В, м

W_n— линия сопротивления по подошве уступа, м

W_r, = h _y ctg a + c_: м

W_n=23,4*0,18+3=7,21 м

с — безопасное расстояние от верхней бровки уступа до первого ряда

скважин, м с = 2,5 -3

П_р — количество рядов взрываемых рядом

в — расстояние между рядами скважин, м

B = (0,8+1,2)*W_n, м

В=1,2 7.21 =8_,65 м

П_р = ((18.9−7.21)/8_:65) + 1 = З ряда

А — ширина заходки экскаватора, м

А = 1,5 R _{ч у},

А = 1,5 * 14,8 =22,2 м

В_вз=7.21+(3−1)-8,б = 24.52м

Определяем скорость подвигания фронта работ на добыче:

V_фд= Q._гк/ L_фд*m_д * К_из*(1 +R) * у, м/год

m_д — суммарная мощность отработанного пласта:

m_д= 3*23.4 = 70.2м

n_у— количество уступов:

h_у — высота уступа

К_из — коэффициент извлечения К_иэ = 0,95

R — коэффициент разубоживания R = 0,04

у — объемный вес

V_фд = 38 000 000/1200.8 * 70.2 * 0,95 * (1 +0,04) * 3,4 = 7 462 526,6м/год

Определяем скорость углубления карьера

V_yгл = m_n/Т_к, м/год

m_п — мощность полезного ископаемого

V_yгл = 230/19,2 = 12 м/год

Определяем ширину рабочей площадки на рыхлой вскрыше (Рис.5):

Рис. 5. Схема определения ширины рабочей площадки на рыхлой вскрыше.

Ш_рв = Ap + c + t + e+z, м

А_р — ширина заходки экскаватора на рыхлой вскрыше

А_р = 0,8 * R _{ч max}, м

А_р = 0,8 * 37 = 29.6 м

С — безопасное расстояние от нижней бровки уступа до транспортной полосы

с = 2.5 +З м

t — ширина транспортной полосы t = 3,5 — 4 м

е — безопасное расстояние от транспортной полосы до возможной призмы обрушения

z — ширина возможной призмы обрушения

z = 0,4 h_y, м

z = 0,4−40 = 16 м

Определяем ширину рабочей площадки на скальной вскрыше (Рис.6):

Рис. 6. Схема определения ширины рабочей площадки на скальной вскрыше.

Ш_pск=B_P+c + t + e+z, м

В_р — ширина развала взорванной горной массы

В_р = А_ск.(2*К_р(h_у /h_р)-1)_:м

А_ск— ширина заходки экскаватора на скальной вскрыше, м

а_ск ⁼ 1,5*R _{ч у}, М

a_сk =1,5 *13,5 = 20,25 м

z = 0,4 h_y, м

z = 0,4 -25.65= 10.26м

К_р — коэффициент разрыхления скальных пород Кр = 1,38 — 1,4

В_р = 20,25 (2 — 1,4 — (23.4/21.06) — 1) = 42,75 м

Ш_рск = 42,75 + 3+4 + 10 + 10.26 = 70.01 м

Определяем ширину рабочей площадки на добыче (Рис.7):

Рис. 7. Схема определения ширины рабочей площадки на добыче.

Ш_pд=B_pд + C + t_a+e+Z, м

В_рд = А_д(2-К_р(h_у /h_р)-1), м

А_д — ширина заходки экскаватора на добыче, м

А_д= 1.5-R_чy, м

А_д=1,5*14,8=22.2м

В_рд= 22.2 *(2 *1,4 ** (23.4/21.06) -1) = 46.87 м

е — безопасное расстояние от транспортной полосы до возможной призмы обрушения

е = 6 — 10 м

t_a — ширина транспортной полосы при автотранспорте t_a = 16

Ш_рд= 46.87 +3 +16 + 10 + 7.5 = 83.37 м

7. Буровзрывные работы

Буровой станок выбираем исходя из необходимого диаметра скважины. Диаметр скважины определяем с учётом физико-механических свойств породы и требуемого качества дробления. Для бурения скважин принимаем буровой станок СБШ-250МН, диаметр скважины 250 мм. Величина сопротивления по подошве уступа проверяется по условию безопасного ведения буровых работ.

Определяем линию сопротивления по подошве уступа, фактическая линия сопротивления должна быть:

W_nW_aW_n

W_n = h_y * ctg a + с, м

W_n' = 23.4 * 0,18 + 3 = 7.21 м

W_n= 53*K_T*d*M

Кт — коэффициент трещиноватости К_т= 0,9−1,1

dдиаметр скважины

вв — плотность применяемого взрывчатого вещества вв = 1,35 + 1,5 г/см;

К_вв — коэффициент, учитывающий свойства пород и тип взрывчатого вещества

К_вв= 0,83 — 1,2

W_n = 53*1,1*0,25 *= 10,6 м 7.21 810,6

W_ф— фактическая линия сопротивления по подошве принимаем равной 8 м.

Определяем сетку скважин через коэффициент сближения зарядов (т). При короткозамедленном взрывании m = 1 — 1,2, тогда расстояние между скважинами в ряду равно:

а = m * W_ф, м

В проекте принимаем квадратную сетку скважин, поэтому расстояние между скважинами в ряду равно расстоянию между рядами, а = b

А = 1,28 = 9,6 м

Определяем число взрываемых рядов:

Рис. 8. Схема параметров взрываемых скважин.

I_n — длина перебура

I_з — длина забойки

I_скв — длина всей скважины

h_y— высота уступа,

срасстояние от верхней бровки уступа до первого ряда скважин

b — расстояние между скважинами

П_р = ((22,2−8)/9,6) + 1 =3ряда

Определяем длину взрываемой скважины:

На добыче:

I_cкв = hy + l_n, м

Длину перебура принимаем l_п = 2 — 3 м

I_cкв = 23,4 + 3 = 26,4 м

На скальной вскрыше:

I_cкв = h_y + |_ni м

Длину перебура принимаем I_cкв = 2 -3 м

I_cкв = 25.65+3 = 28.65м

Определяем выход горной массы с 1 м скважины:

V_гм =[ W_ф +(n_p — 1) * b] * а * h_y / n_p *l_скв, м³/м

V_rм =[8 +(3 — 1) * 8,6] * 8,6 23,4/3 * 26,4 =44 627м³/м

Определяем объём полезного ископаемого отбиваемого за один массовый взрыв;

V ^в_{п и} = Q_rк/Y*n_вз, м³

П_вз= 24

V ^в_{п и} = 38 000 000 / 3,4 *24 = 268 235 293,9 м³

Определяем объём скальной вскрыши отбиваемой за один массовый взрыв:

V^в_ск=V _г.ск /П_вз, м³

V^в_ск= 2 795 883,89/24 = 116 495,16 м³

Определяем общую глубину скважин за массовый взрыв на добыче:

L_д вз=V_пи/V_гм,м

L_д вз= 331 313 226,2 /44 627 = 7424 м

Определяем общую глубину скважин за массовый взрыв на скальной вскрыше'

L_ск.вз = V_Cк/V_rм, м

L_ск.вз = 53 680 970,6 /44 627 =1202,88 м

Определяем количество скважин на добыче:

П_скв.д= L_дк.вз / I_cквз =7424 / 26,4 = 281 скважина

Определяем количество скважин на скальной вскрыше

n_скв.д., скважин = L_ск.вз / I_cквз = 1202,88 / 28,65 = 42 скважины

Определяем количество буровых станков на добыче

П_бстд = L_дк.вз * К_рез, / Р_бст, станков

К_рез — коэффициент резерва

Р_б.ст — производительность бурового станка за время запланированное на обуривание взрывных блоков

Р_б.ст = V_б*Т_см* К_и *n_СМ*n_д, м/мес

У_б — скорость бурения V_б = 8 — 12 м/м

П_д — количество рабочих смен в месяц n_д = 10 -12

Р_бСТ=8*12*0,8 *2*10= 1536 м/мес

П_б.ст.д = 7424*1,2/1536 = 6 станков

Определяем количество буровых станков на скальной вскрыше

П_бст = L_ск.вз * К_рез /Р_б.ст, станков

К_рез — коэффициент резерва

Р_ба — производительность бурового станка за время запланированное на обуривание взрывных блоков

Р_бст = V₆ * Т_см *К_и *n_см* n_д м/мес

V_б — скорость бурения V_б = 8 *12 м/м

n_д— количество рабочих смен в месяц n_д= 10 — 12

Р_б.ст. = 8*12*0,8*2*10 =1536 м/мес

n_б.ст.ск=1202,88 *1,2/1536 = 1 станок

Для производства взрыва принимаем взрывчатое вещество

АКВАТОЛ Т — 20 ГЛ, удельный расход q = 1,31−1,55 кг/м^э

Определяем вес заряда в скважине на добыче

Q_c.д = q*a*W_n*h_v, кг

Q_{c д} = 1,31 * 9,6 *10,6 *23,4 = 3119,35 кг

Определяем вес заряда в скважине на скальной вскрыше

Q_cск=q*a*W_n*h_y, кг

Q_cск = 1,31 *9,6 *10,6 * 25,65= 3419,29 кг

горный месторождение карьер вскрытие буровзрывной

Рис. 9. Схема для определения длины заряда и забойки

Определяем длину заряда на добыче

I_зд = Q_{c д}/Р, м

Р — вместимость заряда

Р = 7,85*d² *, кг/м

d = 0,25 м

Д — плотность заряжания Д = 1,4 т/м³

Р = 7,85*0,0625 * 1400 = 686,88 кг/мм

I_з.д = 3119,35 / 686,88 = 5,38 м

Определяем длину заряда на скальной вскрыше

I_зск= Q_cк / Р, м

I_зск = 4047,58/686,88= 5.89м

Определяем длину забойки на добыче

I_з.бд = l_скв- I_з.д, м

I_з.бд =26,4−5,38 = 21 02 м

Определяем длину забойки на скальной вскрыше

1_збс= I_cкв- I_зск, м

1_збс= 28,65−5,89 = 22,76 м

Определяем общий расход взрывчатого вещества на массовый взрыв на добыче

Q_{в.в д=}Q_с.д *П _с.кв.д, кг

Q_{в.в д} = 3119,35 *281 = 876 537,35 кг

Определяем общий расход взрывчатого вещества на массовый взрыв на скальной вскрыше

Q_в.в.ск = Q_с.ск* П _с.кв.ск, кг

Q_в.в.ск = 3419,29 *60 = 205 157,4 кг

Для механизации заряжания и забойки скважин для взрывания блоков в проекте принимаем зарядную машину типа «Акватол» на базе БелАЗ грузоподъёмностью 40 т, забоечную машину ЗС — 2 М 7.23 Определяем количество зарядных машин на добыче:

N_з.м.= Q_{в.в д*}К_рез/ Q_{c д}/Т_см, шт

N_з.м.= 876 537.35 *1.2/3119.35 /24= 14 шт

на скальной вскрыше

N_зм=Q_ввм*K_peз/Q_зср/T_см, шт

N_зм= 205 157,4 *1.2/ 3419,29/24 = 3 шт

8. Выбор и эксплуатационный расчет транспортных средств на вскрыше и добыче

В практике отечественных карьеров наибольшее применение получили железнодорожный и автомобильный транспорт, а также комбинированный транспорт который начинает широко распространяться в связи с углубкой большинства карьеров. Дальнейшее повышение эффективности электрифицированного железнодорожного транспорта может быть осуществлено за счет дальнейшего повышения сцепного веса тяговых агрегатов, а также за счет повышения удельного тягового усилия, которое может быть достигнуто увеличением коэффициента сцепления. Кроме того планируется создание и использование тяговых агрегатов с полностью обматоренными думпкарами, которые позволяют преодолевать увеличенные уклоны без снижения весовой нормы поезда.

Техническим направлением развития автотранспорта является дальнейшее повышение грузоподъемности автосамосвалов и автоматизации его работы и управления.

Автотранспорт

Для транспортирования полезного ископаемого (железистых кварцитов) в проекте принимаем комбинированный транспорт. Из добычных забоев полезного ископаемого до перегрузки доставляем автотранспортом, а от перегрузки до ДСФ железнодорожным транспортом

Определяем грузоподъёмность автосамосвала:

G_а =(4.5*Е+К), т.

Е — емкость ковша экскаватора

К — коэффициент пропорциональности К = 3 + 4

L_тр — длина транспортирования

L_тр =**К*-**+L_дп+ L_пп,км

i_p = 80%

К_у — коэффициент удлинения трассы К_у = 1 — 2

L_дп — расстояние до перегрузочного пункта L_дп = 500 — 800 м

L_пп — расстояние транспортирования до перегрузочного пункта L_пп = 100 — 300 м

L_тр = 1000*220 /80 *2 + * (730+1671.6)/2+ (530+1471.6)/2+ 300 + 100 =4.25 км

G_a = (4,5−12,5 + 4) — V4T25 =97.6 т

В проекте принимаем БелАЗ — 7519 грузоподъёмностью 110 т и объёмом кузова 44 м^э

БелАЗ -7519

Грузоподъёмность 110т

Масса с грузом 85 т

Вместимость кузова 44 м³

Максимальная скорость движения 52 км/ч

Мощность двигателя 1 300 л. с

Определяем необходимое количество автосамосвалов обеспечивающих заданный грузооборот карьера на добыче (рабочий парк автосамосвалов):

N_а=, а/с

Q_ск— суточная производительность карьера по добыче

Q_см — сменная производительность автосамосвала

Q_см = 60*q_ф *, т

q_ф -фактическая грузоподъемность автосамосвала

q_ф = n_к * Е * К_э *у, т

n_к — число ковшей в кузове автосамосвала

n_к =V_a/Е*К_э = 44/12,5*0,6 =5 ковшей

q_ф =5*12,5 *0,6 *3,4 =127,5 т.

Т_р = t_погр+ t_разгр+ t_пoп=22,13 мин.

t_пoгр — время погрузки.

t_norp = (n_к * t_ц)/60, мин.

n_к — кол-во ковшей в кузове автосамосвала

t_norp = (6 * 32)/60 = 3,2 мин.

t_rp+t_paзrp+t_nop = 16 мин.

t_доп = 3 мин.

Q_см = 60 * 127.5*12/22,13*0,8 = 3318.74 т

N_a = 121 311.48*1,2 / 3318.74*2 = 22 ед.

Определяем инвентарный парк:

N_инв = N_a/ К_рез, ед.

К_рез = 0,7 + 0,8

N_инв = 22/0,8 = 23 ед.

Железнодорожный транспорт

Транспортирование скальной и рыхлой вскрыши в отвалы будем осуществлять железнодорожным транспортом. В качестве тягового агрегата принимаем ЭПЭ — 1 А и думпкары 2ВС 105, грузоподъёмностью 105 т, объём кузова 48,5 м³.

Определяем число ковшей загружаемых в думпкар по его ёмкости на скальной вскрыше:

n ^гр_к=, ед.

У= 3,4т/м^э

n ^гр_к =105/8*0,6*3,4= 6ед.

Определяем количество думпкаров в составе:

n_д= Р_сц/ q_o[1000*/ (i_р+_о)-К], ед.

Р_сц — сцепной вес думпкара Р_сц = 360

q_ф — фактический вес

f_o = п_к * Е* К_э * у, т

q_Ф = 6,3*0,6*3,4 = 77,11 т.

q_т — вес тары q_T = 48 т

q_o — общий вес думпкара

q₀ = С_ф + q_т, т

q_o = 77.11 +48 =125,11 т

_q — коэффициент дополнительного сопротивления = 4 кг/г

— коэффициент сцепления = 0,2

i — руководящий уклон i = 40%

n_д= 360/145,92 *(1000 *0,2)/ 40+4 = 11 ед.

8.6 Определяем количество локомотивов в работе:

N_n=R/r

R — количество рейсов в сутки

r =, рейсов

К_и=1,1

r = = 157 рейсов

г — количество рейсов в сутки одного локомотивосостава

г = Т_с / t_p рейсов

t_p = 0,8 ч

г = 24 / 0,8 = 30 рейсов

N_n = 157 / 30 = 5 локомотива

Определяем число ковшей загружаемых в думпкар по грузоподъёмности и ёмкости кузова на рыхлой вскрыше:

n^гр_к =

у = 2,8 т/м³

n^гр_к = =1

Определяем количество думпкаров в составе на рыхлой вскрыше:

n_д= * (-1), ед.

Р_сц — сцепной вес думпкара Pcц = 360

q_o — общий вес думпкара

q_o = п_к * Е * К_э * у, т

q_Ф=1 * 35 * 0,6 * 2,8 = 58.8 т

qo = 58.8+48 =106.8

_о = 4 кг/т = 0,2 К=1 i_р = 40 — 50 q_T = 48 т

п_д=*(=12 ед.

Определяем количество локомотивов в работе

N_n-R/r

R — количество рейсов в сутки одного локомотива

R=рейсов, К_и=1,1

R = = 189 рейсов

гколичество рейсов в сутки одного локомотивосостава

г = Т_с / t_p, рейсов

Т_с = 24 ч

t_p = 0,8 ч

г = 24 / 0,8 = 30 рейсов

М_л = 189 / 30 = 6 локомотивов

9. Перегрузочные пункты

На перегрузке принимаем экскаватор ЭКГ — 3,2

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ — 3,2

Емкость ковша. 3,2 м^э

Продолжительность цикла экскаватора 23,3 сек

Q_г.ск = 3600 /t_ц * (Е * Кэ * Т_см * К_и * П_см * М_рэ), м³/год

Q_г ск = 3600 /23,3 * (3,2 * 0,6 * 8 * 0,8 * 2 * 260)=987 259,06 м³/год

N_эп=, ед

N_эп = 6 289 920*0,8/ 987 259,06=5ед

10. Отвалообразование

Определяем количество поездов, которое может быть разгружено на отвальном тупике в сутки

N_c = (К_у *Т_с)/(t_o *t_раз), ед

К_у — коэффициент, учитывающий неравномерность работы тупиков

К_у = 0,85 + 0,95

Т_с — число часов работы отвального тупика в сутки Т₀ = 23 ч.

t_o — время обмена поездов to = 0,32 ч

t_paз = 11 * 0,033 = 0,36

N_{с =} (0,85*23) /(0,32+0,36) =28 ед

Определяем приёмную способность отвального тупика в сутки

V_c = N_c*п_д*V_d, м³

V_d =q_ф/у, т.

q_ф= 77. 11/ 3,4 = 22,68 т

V_c =28 -11 -22.68 = 6985,44 м³

Определяем приёмную способность отвального тупика между двумя переукладками пути

V =с*L_o*Но, м³

c — шаг переукладки пути

c = 0,8 * (R_ч.mах ⁺ R_{p mах}), м

c =0,8 *(14,8 + 10) = 19,84 м

L_o — длина отвального тупика L_o= 2000 м

Но — ширина отвального тупика, Но = 20 м

V= 19,84 *2000 *20 = 793 600 м³

Определяем продолжительность работы отвального тупика между двумя переукладками пути

n_с = V/V_c, дней

n_с = 793 600 /6985,44 = 114 дней

Определяем количество отвальных тупиков в работе

n_р = V_o/V_c

V_o — среднесуточный объём пород поступающий на отвал

V₀ = 3 137 817,05/305 =10 287,92 м³

П_Р= 10 287,92 /6985,44= 2

Определяем площадь под отвал скальной вскрыши

S_ск=, га

К_н= 0,8 — 0,9

Н_о — суммарная высота ярусов отвала

S_ск = (31 378 170,5 0,5)/(0,9*40) =436га

Определяем количество поездов, которое может быть разгружено на рыхлой вскрыше на отвальном тупике в сутки

N_c=, ед.

Ку — коэффициент учитывающий неравномерность работы тупиков К_у = 0,85 -0,95

Т_с — число часов работы отвального тупика в сутки Т_с = 23 ч

to — время обмена поездов to = 0,32 ч

t_paз= 12 *0,033 =0,4

N_c = =27 ед

10. 8 Определяем приёмную способность отвального тупика в сутки

V_с = N_c * П_д * q_ф, м³

V_с = 27* 12 *58,8 =19 266,03 м³

Определяем продолжительность работы отвального тупика между двумя переукладками пути

n_р= V/ V_c, дней

V_о = 793 600/19266,03 = 41 день

Определяем количество отвальных тупиков в работе

n_р = V₀/V_c

V₀— среднесуточный объём пород поступающий на отвал

V₀= V_p/T_c, м³

V₀= 18 653 154.06/305 = 61 157.88 м^э

n_р = 81 015.42 /19 266.03 =4

Определяем площадь под отвал рыхлой вскрыши

S= = 16, 58 га

11. Рекультивация

Для рекультивации в проекте будет использован объем чернозема, снимаемого за год с площади горного отвала.

Определяем, объем чернозема в год:

V_чг = (386 900+ 2 880 000*4947035.07) * 0,7 = 5 749 754.55 м³

Для снятия чернозёма принимаем скрепер Д — 392

Техническая характеристика экскаватора скрепера Д -392

Емкость ковша… 15 -18м³

Максимальная скорость движения… 45 км/ч

Глубина резания…300 мм

Определяем длину заходки скрепера

I_з =, м

Еемкость ковша

К₉ = 0,7

В — ширина заходки

h — глубина резания h = 0,3

Определяем производительность скрепера

Q_с =60 * Т_см * К_э * К_и * П_см * N_год, Т

О: = 60 * 8 * 0,7 * 0,85 * 2 * 305 = 130 662т

Определяем количество скреперов

N_с=(V_ч.сг*К_рез)/Q_с

1Ч-= (5 749 754.55) / 130 662 = 22 скреперов

12. Энергоснабжение и освещение карьера

Определяем световой поток для освещения карьера

F = E_min *S_b * Кз * К_р, Л_М

E_min — минимальная освещенность Е_min = 0,2 Лк

S — площадь освещаемой поверхности

S = L_B * В_в, м²

S = 2326.44 * 2126.44 = 4 947 035.07 м²

К_з — коэффициент запаса учитывающий потери света К_з = 1,2 — 1,5

Кр — коэффициент рассеивания Кр = 1,15 — 1,5

F = 0,2 * 4 947 035,07−1,2 * 1,5 = 1 780 932.63 Лм

Принимаем для освещения карьера светильник ДКсТ -10 со световым потоком 3 500 000 Лм

Определяем количество светильников

П_св =, светильников

П_св ==2 светильника

13. Водоотлив

Определяем необходимую производительность насосной станции:

Q_нс = *1,2, м³/ч

Q_max — максимальный приток воды в карьер Q_max = 5000 м^э/час

Т_о — время за которое должен быть откачен максимальный суточный приток

Т_о = 20 ч

Q_нс=*1,2 = 7200 м^з/час

Учитывая произведенные расчеты, выбираем насосы, напором и производительностью близкие по значению к полученным результатам расчётов. Принимаем насос 24НДС с напором 134 м и подачей воды 6500 м^э/ч. Принимаем 8 насосов, 4 в работе и 4 в резерве. Из 4 насосов в работе 2 из них соединены последовательно для увеличения давления, а 2 других параллельно для увеличения производительности.

14. Мероприятия по охране труда и технике безопасности

Доставка трудящихся к рабочему месту осуществляется автотранспортом, специально оборудованным для перевозки людей. Для передвижения людей в карьерах предусмотрены специальные переходные дорожки. В темное время суток переходы должны быть хорошо освещены.

При использовании рабочих площадок для переходов запрещено: близко подходить к нижней бровке уступа из-за опасности падения породы с откоса; подходить к верхней бровке уступа ближе 3 м. При движении по автодорогам руководствуются едиными правилами дорожного движения.

Для передвижения между уступами устанавливают прочные лестницы с поручнями и наклоном не более 60%. Расстояние между лестницами по длине уступа не более 500 м. Запрещается ходить по откосам уступов, трубопроводам и под контактной сетью и проходить через зоны, ограждаемые запрещающими знаками. Высота уступа не должна превышать при применении экскаватора типа ЭКГ при разработке мягких пород максимальной высоты черпания, а с применением взрывных работ более чем 1,5 раза высоту черпания. Ширина предохранительной фермы должна обеспечивать возможности очистки площадки не менее 1/3 высоты уступа, а именно 5 м.