Разработка месторождения полезного ископаемого открытым способом

1.

Введение

.

2.Краткая геологическая и горнотехническая характеристика месторождения

3.Горная часть:

3.1. Горно-геометрический анализ карьерного поля с уточнением запасов полезного ископаемого и вскрышных пород.

3.2. Выбор и обоснование рабочих и нерабочих углов откосов уступов и бортов карьера. Разбортовка карьера.

3.3. Определение потерь полезного ископаемого.

3.4. Подсчет запасов.

3.5 Режим работы и производительность карьера.

3.6 Вскрытие карьерного поля и система разработки.

3.7 Выбор основных параметров системы разработки.

3.8. Выбор и определение производительности технологического оборудования

3.8.1. Производительность вскрышного экскаватора.

2.8.2. Производительность добычного экскаватора.

2.8.3. Производительность драглайна.

2.8.4. Производительность бульдозера.

2.8.5. Производительность погрузчика.

3.9. Вскрышные работы и отвалообразование.

3.10. Транспорт (параметры дорог и берм, их производительность).

3.11. Расчет объемов горно-капитальных работ.

4. Горнотехническая рекультивация.

5. Меры безопасности Список литературы.

1. Введение

Ведущее место при добыче полезных ископаемых занимает прогрессивный открытый способ разработки, на долю которого приходится более 70% общего объёма добываемых полезных ископаемых. Такому широкому его развитию в значительной степени способствовало и способствует внедрение в практику результатов научных исследований по созданию новых и совершенствованию существующих технологий, техники и организации открытых горных работ

Основными техническими направлениями дальнейшего совершенствования технологии открытых горных работ являются повышение эффективности технологических схем путём комплексной механизации горных работ и оптимизации параметров используемого оборудования, разработка и внедрение новых технологических схем с включением техники цикличного и непрерывного действия. Рациональная комплектация оборудования, всемерное расширение области применения прогрессивных технологических решений с использованием специально создаваемого карьерного оборудования и комбинированного транспорта, а также совершенных форм организации и управления массовыми горными работами.

В связи с увеличением индивидуального гражданского строительства повышается спрос на строительные материалы. Это обуславливает необходимость проектирования новых карьеров по добыче строительных материалов.

Горные предприятия в отличие от многих других промышленных объектов и сооружений являются природно-технологическими комплексами. Параметры и показатели экономической эффективности горных предприятий определяются для данного уровня техники, в основном, природными факторами (строением и размером месторождения, рельефом местности, гидрологическими условиями и др.) и допустимыми воздействиями на окружающую среду. В отличие от других природно-технических комплексов (гидроэлектростанций, транспортных коммуникаций и т. д.) карьеры являются динамичными объектами, развивающимися в течение нескольких десятилетий во времени и пространстве. Вследствие этого ежегодно измеряются размеры карьеров, длина транспортных коммуникаций и горно-геологические условия, а также перемещаются в пространстве рабочие места

Оптимизация при выборе решений при выполнении проектов карьеров осложняется большой разновидностью определяющих факторов (природные, технические, экономические и социальные), вероятностным характером их воздействия, высокой степенью неопределённости и недостаточной изученностью ряда факторов к началу проектирования.

Уровень экономической эффективности открытых горных работ определяются годовой производительностью карьера по полезному ископаемому и вскрытию, условиями залегания полезного ископаемого, физико-механическими характеристиками разрабатываемых пород, климатическими условиями района разработки.

Наиболее распространенным добычным оборудованием является мехлопаты и драглайны. Реже применяются земснаряды, фронтальные погрузчики и бульдозеры, колесные скреперы. Широко внедряются плавучие машины с экскавационным рабочим органом, среди которых преобладающее распространение получают грейферные снаряды. На зарубежных карьерах применяется также канатные скреперы и башенные экскаваторы.

Наиболее распространенным видом транспорта на добычных работах является автомобильный и конвейерный. В ряде случаев применяется рельсовый транспорт широкой и узкой колеи. На некоторых карьерах эксплуатируются два вида транспорта (обычно автомобильный и железнодорожный).

В последние годы наметилась тенденция к изготовлению машин, выполняющих несколько операций. Сюда относятся цепные экскаваторы двойного действия. Которые снабжены двумя черпаковыми цепями, что позволяет одновременно производить вскрышные и добычные работы.

2. Краткая геологическая и горно-техническая характеристика месторождения «Высокое»

Карьер «Высокое» функционирует на базе месторождения мергельно-меловых пород Коммунарское, расположенного в административном отношении в Костюковичском районе Могилёвской обл. Месторождение состоит из трех обособленных участков: Высокое, Западные Коммунары и Восточные Коммунары.

Участок «Высокое» расположен в 0,5 км южнее одноименной деревни и 5,5 км северо-западнее ж/д станции Коммунары. Площадь участка — 560га, вытянута вдоль левобережья р. Ольшанка с юго-запада на северо-восток от долины р. Жадунька до д. Высокое Эксплуатируется карьером «Высокое» в составе Белцемзавода начиная с 1996 года.

В геоморфологическом отношении площадь участка представляет собой слабоволнистую равнину.

Промплощадка Белцемзавода расположена между участками Высокое и Западные Коммунары. От карьера Высокое промплощадка завода находится восточнее на расстоянии 1,6 км.

По климатическим условиям район относится к умеренной зоне. Средняя температура самого теплого месяца (июля) колеблется около 18 С, самого холодного месяца (января) — около -8 С. Осадков в течение года выпадает около 580 мм.

Полезным ископаемым месторождения являются мергельно-меловые породы, классифицируемые, как низкий и высокий мергель.

Балансовые запасы мергельно-меловых пород по результатам детальной разведки, выполненной в 1968;1970гг Белорусской геологоразведочной экспедицией, составляют:

Низкий мергель (категория А+С1) — 21 041тыс.т.,

Высокий мергель (категорияА+В+С1) — 86 667тыс.т.,

В течение1986;1999г.г. на участке «Высокое» неоднократно Комплексной горно-геологической партией ГГГП «Белгеолостром» выполнялась эксплуатационная разведка по уточнению мощностей вскрышных пород, низких мергелей, а также контуров подсчета запасов.

3. Горная часть

3.1 Горно-геологический анализ карьерного поля с уточнением запасов полезного ископаемого и вскрышных пород

Исходным материалом являются топографические планы с нанесенными изомощностями пород и полезного ископаемого и границами карьера.

Для каждого из возможных вариантов развития горных работ устанавливают начальное положение фронта работ, ряд промежуточных и конечное. карьерный порода ископаемое бульдозер Для каждого положения фронта работ определяют извлекаемые объемы вскрыши и полезного ископаемого при подвигании фронта на единицу длины, т. е. находят элементарные приращения объемов, с помощью которых строится график режима.

Порядок выполнения работ:

Карьерное поле разбивается серией параллельных линий, фиксирующих этапы работ. Число линий в простых условиях принимаем 20. Линии проводим через точки перелома контура карьера.

Фронт работ на каждой линии разделяем на участки одинаковой длины (в зависимости от масштаба чертежа 1:2000, принимаем длину участка 50 мм или 100 м в натуре). В середине каждого участка, пользуясь отметкой изомощностей, проставляем значение мощностей вскрыши и полезного ископаемого (h_в — мощность вскрыши, h_п.и. — мощность полезного ископаемого):

I сечение: hв 7,0; ;

hп.и 22,1; ;

II сечение: hв 5,6; 6,6; 7,1; ;

hп.и 22,6; 18,0; 22,0; ;

III сечение: hв 4,0;7,3; 8,6; 7,3;

hп.и 24,0; 23,0; 23,0; 21,8; ;

IV сечение: hв 4,5; 3,9; 3,5; 10,0; 7,2; 7,9;

hп.и 21,7; 23,5; 24,7; 24,5; 20,9; 21,5;

V сечение: hв 6,8; 2,2; 3,6; 3,9; 7,0; 7,0; 8,1; 8,1;

hп.и 20,5; 22,4; 23,9; 24,6; 21,5; 21,4; 22,8; 23,1;

VI сечение: hв 8,3; 4,7; 3,5; 5,1; 6,2; 7,8; 9,1; 8,3; 7,7;

hп.и 17,9; 21,0; 25,0; 23,6; 21,7; 22,6; 24,7; 24,9; 24,9;

VII сечение: hв 6,8; 4,0; 5,0; 5,0; 7,8; 8,5; 8,9; 8,3; 7,4;

hп.и 16,0; 22,0; 23,7; 22,6; 22,0; 23,4; 22,4; 23,0; 22,1;

VIII сечение: hв 2,5; 4,5; 3,6; 7,4; 7,5; 7,8; 8,1; 7,1; 6,6;

hп.и 20,0; 19,8; 19,7; 18,8; 17,9; 17,0; 16,8; 16,0; 18,5;

IX сечение: hв 5,7; 4,8; 6,2; 6,7; 6,9; 8,1; 8,0; 9,4;

hп.и 17,3; 16,8; 16,1; 15,0; 14,5; 12,4; 13,8; 16,8;

X сечение: hв 9,7; 5,8; 6,8; 6,7; 7,0; 9,8; 12,0;

hп.и 16,2; 13,0; 12,3; 11,9; 11,5; 13,0; 16,0;

XI сечение: hв 10,3; 6,0; 6,9; 6,9; 6,8; 9,5; 12,0;

hп.и 6,3; 12,5; 11,9; 12,1; 11,8; 13,0; 16,0;

XII сечение: hв 7,0; 6,9; 7,6; 9,8; 8,5; 9,0; 11,1;

hп.и 15,9; 15,5; 14,5; 13,3; 13,7; 14,6; 14,0;

XIII сечение: hв 7,3; 7,3; 6,7; 9,0; 11,0; 9,9; 10,8; 12,6

hп.и 17,0; 16,3; 15,6; 14,5; 14,5; 15,5; 14,0; 11,9;

XIV сечение: hв 8,8; 8,5; 8,8; 8,3; 10,5; 12,1; 11,7

hп.и 18,2; 17,5; 17,0; 16,6; 15,7; 16,3; 18,0

XV сечение: hв 9,8; 8,7; 9,4; 8,7; 10,0; 12,2; 12,0; 11,7;

hп.и 18,5; 18,4; 16,2; 17,1; 16,5; 15,6; 18,4; 16,7;

XVI сечение: hв 8,8; 9,8; 10,7; 7,0; 9,9; 11,4; 11,0;

hп.и 20,3; 20,2; 18,3; 18,7; 18,2; 14,5; 11,9;

XVIa сечение: hв 11.0; 11,0;

hп.и 15,6; 12,4;

XVIb сечение: hв 8,8; 9,8; 10,7; 7,0;

hп.и 20,3; 20,2; 18,3; 19,0;

XVIIa сечение: hв 10,5;

hп.и 13,2;

XVIIb сечение: hв 7,5; 9,8; 8,7; 9,0;

hп.и 22,7; 21,2; 26,5; 23,6;

XVIIIa сечение: hв 10,9;

hп.и 14,4;

XVIIIb сечение: hв 9,5; 9,6;

hп.и 21,7; 24,8;

XIXa сечение: hв 11,2;

hп.и 14,7;

XIXb сечение: hв 10,0;

hп.и 25,0;

XX сечение: hв 10,8;

hп.и 15,7;

Рассчитываем площадь полезного ископаемого и вскрыши в сечении:

Где F — площадь полезного ископаемого или вскрыши в сечении, м²,

h — мощность полезного ископаемого или вскрыши в середине каждого участка,

h' - мощность в середине неполного участка, м,

l и l' - длина участка соответственно полного и неполного см, l = 5 см;

М — линейный масштаб, М=1:2000.

F_вI = 0 м², так как это сечение проходит через точку.

F_п.и.I = 0 м²;

F_вII = 19,3×5×20 + 7,1×0,9×20 = 2057,8 м²;

F_п.и.II = 62,6×5×20 + 22,0×0,9×20 = 6656 м²;

F_вIII = 27,2×5×20 + 7,3×3,6×20 = 3245,6 м²;

F_п.и.III = 91,8×5×20 + 21,8×3,6×20 = 10 749,6 м²;

F_вIV = 37,0×5×20 + 7,9×4,7×20 = 4442,6 м²;

F_п.и.IV = 136×5×20 + 21,5×4,7×20 = 15 621 м²;

F_вV = 46,7×5×20 + 8,1×2,5×20 = 5075 м²; _IVa

F_п.иV = 180,2×5×20 + 23,1×2,5×20 = 19 175 м²; _IVb

F_вVI = 60,7×5×20 + 7,7×2,3×20 = 6424,2 м²;

F_п.иVI = 206,3×5×20 + 24,9×2,3×20 = 20 744,54 м²;

F_вVII = 61,7×5×20 = 6170 м²;

F_{п.и. VII} = 197,2×5×20 = 19 720 м²;

F_вVIII = 55,1×5×20 + 6,6×2,5×20 = 5840 м²

F_{п.и. VIII}= 164,5×5×20 + 18,5×2,5×20 = 16 875 м²;

F_вIX = 55,8×5×20 + 9,4×3,8×20 = 6294,4 м²;

F_{п.и. IX} = 122,7×5×20 + 16,8×3,8×20 = 13 546,8 м²

F_вX = 57,8×5×20 + 12,0×4,6×20 = 6884 м²;

F_п.иX=93,6×5×20 + 16,0×4,6×20 = 10 862 м².

F_вXI = 58,4×5×20 + 12,0×4,7×20 = 6968 м²;

F_п.иXI=93,6×5×20 + 16,0×4,7×20 = 10 862 м².

F_вXII = 59,9×5×20 + 11,1×3,6×20 = 6789,2 м²;

F_п.иXII=101,5×5×20 + 14,0×3,6×20 = 11 158 м².

F_вXIII = 74,6×5×20 + 12,6×0,5×20 = 7586 м²;

F_п.иXIII=119,3×5×20 + 11,9×0,5×20 = 12 049 м².

F_{в XIV} = 68,7×5×20 = 6870;

F_{п.и XIV} =119,3×5×20 = 11 930 м².

F_{в XV} = 82,5×5×20 + 11,7×0,4×20 = 8343,6 м²;

F_{п.и XV} =137,5×5×20 + 16,7×0,4×20 = 13 883,6 м².

F_вXVI = 68,7×5×20 + 11,0×2,9×20 = 7498 м²;

F_п.иXVI = 122,1×5×20 + 11,9×2,9×20 = 12 900,2 м²;

F_вXVIa = 22,0×5×20 + 11,0×4,3×20 = 3146 м²;

F_{п.и. XVIa} = 28,0×5×20 + 12,3×4,3×20 = 3857,8 м²;

F_вXVIb = 36,3×5×20 + 7,0×0,4×20 = 3686 м²

F_{п.и. XVIb}= 77,8×5×20 + 19,0×0,4×20 = 7932 м²;

F_вXVIIa = 10,5×5×20 + 10,5×4,3×20 = 1953 м²;

F_{п.и. XVIIa} = 13,2×5×20 + 13,2×4,3×20 = 2455,2 м²

F_вXVIIb = 35,0×5×20 + 9,0×0,3×20 = 3554 м²;

F_п.иXVIIb= 94,0×5×20 + 23,6×0,3×20 = 9541,6 м².

F_вXVIIIa = 10,9×5×20 + 10,9×2,8×20 = 1700,4 м²;

F_п.иXVIIIa=14,4×5×20 + 14,4×2,8×20 = 2246,4 м².

F_вXVIIIb = 19,1×5×20 + 9,6×3,0×20 = 1923,44 м²;

F_п.иXVIIIb=46,5×5×20 + 24,8×3,0×20 = 6138 м².

F_вXIXa = 11,2×5×20 + 11,2×2,5×20 = 1680 м²;

F_п.иXIXa=14,7×5×20 + 14,7×2,5×20 = 2205 м².

F_{в XIXb} = 0 м², так как это сечение проходит через точку.

F_{п.и XIXb} =0м²,

F_{в XX} = 0 м², так как это сечение проходит через точку.

F_{п.и XX} =0м²,

Полученные произведения откладывают в виде ординат поперечного ископаемого и вскрыши на графике геометрического анализа карьерного поля.

Разделив площади сечений вскрыши на соответствующие им площади полезного ископаемого, получим значение текущего коэффициента вскрыши (м³/м³).

К_{в. I} =, К_{в. XIV} = 0.58,

К_{в. II} =, К_{в. XV} = 0.60,

К_в.III = 0.30, К_в.XVI = 0.58,

К_в.IV = 0.28, К_{в. XVIa} = 0.82,

К_в.V = 0.26, К_{в. XVIb} = 0.46,

К_{в. VI}= =0,31, К_{в. XVIIa} = 0.80,

К_{в. VII} =, К_{в. XVIIb} = 0.37,

К_{в. VIII} = 0.35, К_{в. XVIIIa} = 0.76,

К_{в. IX} = 0.46, К_{в. XVIIIb} = 0.31,

К_{в. X} = 0.63, К_вXIXa = 0.76,

К_{в. XI} = 0.64, К_{в. XIXb} = 0,

К_{в. XII} = 0.61, К_{в. XX} = 0,

К_{в. XIII} = 0.63,

Полученные значения текущего коэффициента вскрыши откладываются на графике геометрического анализа. Откладываем также длину фронта работ для каждого этапа.

где n — количество участков длиной l=50мм,

М — линейный масштаб.

L_фI = 0,

L_фII = 2×5×20 + 0,9×20 = 218 м,

L_фIII = 3×5×20 + 3,6×20 = 372 м,

L_фIV = 5×5×20 + 4,7×20 = 594 м,

L_фV = 7×5×20 + 2,5×20 = 750 м,

L_фVI = 8×5×20 +2,3×20 = 846 м,

L_фVII = 9×5×20 + 0×20 = 900 м,

L_фVIII = 8×5×20 + 2,5×20 = 850 м,

L_фIX= 7×5×20 + 3,8×20 = 756 м,

L_фX= 6×5×20 + 4,6×20 = 692 м,

L_фXI = 6×5×20 + 4,7×20 = 694 м,

L_фXII= 6×5×20 + 3,6×20 = 672 м,

L_фXIII= 7×5×20 + 0.5×20 = 710 м,

L_фXIV= 7×5×20 + 0×20 = 700 м,

L_фXV = 7×5×20 + 0,4×20 = 708 м,

L_фXVI = 6×5×20 + 2,9×20 = 658 м,

L_фXVIa = 1×5×20 +4,3×20 =186м,

L_фXVIb = 3×5×20 + 0,4×20 = 308 м,

L_фXVIIa = 0×5×20 + 4,3×20 = 86 м,

L_фXVIIb= 3×5×20 + 0,3×20 = 306 м,

L_фXVIIIa= 0×5×20 + 2,8×20 = 56 м,

L_фXVIIIb = 1×5×20 + 3,0×20 = 160 м,

L_фXIXa= 0×5×20 + 2,5×20 = 50 м,

L_фXIXb= 0×5×20 + 0×20 = 0 м,

L_фXX = 0×5×20 + 0×20 = 0 м, Вычисляем площадь карьера:

Для построения графика режима горных работ вычисляем объемы полезного ископаемого и вскрыши в слое. Для этого среднюю площадь полезного ископаемого или вскрыши между двумя сечениями умножаем на расстояние между этими сечениями, фиксирующими этапы работ, в метрах.

V_вI-II = м³,

V_п.иI-II = м³,

V_вII-III = м³,

V_п.иII-III = м³,

V_вIII-IV = м³,

V_п.иIII-IV = м³,

V_вIV-V = м³,

V_п.иIV-V = м³,

V_вV-VI = м³,

V_п.иV-VI = м³,

V_вVI-VII = м³,

V_п.иVI-VII = м³,

V_вVII-VIII = м³,

V_{п.иVII-VIII} = м³.

V_вVIII-IХ = м³.

V_{п.иVIII-IХ} = м³.

V_{вIX -X} = м³.

V_п.иIХ-Х = м³.

V_вX-ХI = м³.

V_п.иХ-ХI = м³.

V_{вХI— ХI1} = м³.

V_{п.иХI— ХI1} = м³.

V_вХI1-Х111 = м³.

V_{п.иХI1-Х111} = м³.

V_{в Х111- ХIV} = м³,

V_{п.и Х111- ХIV} = м³,

V_{в ХIV — ХV} = м³,

V_{п.и ХIV — ХV} = м³,

V_{в ХV — ХV1} = м³,

V_{п.и ХV— ХV1} = м³,

V_{в ХV1- ХV11} = м³.

V_{п.и ХV1- ХV11} = м³.

V_{в ХV11- ХV111} = м³,

V_{п.и ХV11- ХV111} = м³,

V_{в ХV111 — ХIХ} = м³,

V_{п.и ХV111 — ХIХ} = м³,

V_{в ХIХ — ХХ} = м³,

V_{п.и ХIХХХ} = м³,

Полученные значения сводим в таблицу 2.

Таблица 2.

;;; ;

;

Затем по принятой производительности П'_к карьера по полезному ископаемому определяется срок отработки iго контура с запасами V_iп.и полезного ископаемого

t_i= лет.

t._I = лет, t_II = лет, t._III = лет,

t_IV = лет, t._V = лет, t_VI = лет,

t._VII = лет, t_VIII = лет. t. IX= лет,

t.X= лет, t. XI = лет, t. X_II= лет,

t. _Х111= лет, t. _ХIV = лет, t. _ХV = лет,

t. _ХVI= лет, t. X_ХVII= лет, t. X_ХVIII= лет,

t.XIX = лет, Исходя из срока отработки контура и объема V_iв вскрыши в нем определяют годовую производительность карьера по вскрыше в течение срока отработки контура.

П_в= м³/год П_в.I = м³/год, П_в.II = м³/год, П_в.III = м³/год, П_в.IV = м³/год, П_в.V = м³/год, П_в.VI = м³/год, П_в.VII = м³/год, П_в.VIII = м³/год, П_в.IX = м³/год, П_в.X = м³/год, П_в.XI = м³/год, П_в.XII = м³/год, П_{в. Х111} = м³/год, П_{в. ХIV} = м³/год, П_{в. ХV} = м³/год, П_{в. ХVI} = м³/год, П_{в. ХVII} = м³/год, П_{в. ХVIII} = м³/год, П_в. XIX = м³/год,

Результаты расчетов выражают в виде таблиц и графиков. На графике режима горных работ по оси абсцисс откладывается расстояние между сечениями, по оси ординат — объемы вскрыши и полезного ископаемого. В таблице, расположенной ниже графика режима, показывают запасы полезного ископаемого и объем вскрыши в каждом слое. Эти данные получены в результате выполненного ранее горно-геометрического анализа. На основании этих данных строится календарный график. Для этого в верхней строке указываются календарные годы разработки, а ниже в этом же масштабе времени откладывается продолжительность отработки каждого слоя. Верхняя строка этой таблицы является также шкалой оси абсцисс календарного графика. Полученные календарные графики служат в качестве исходных данных для обоснования годовых объемов вскрышных работ на карьере.

3.2 Выбор и обоснование рабочих и нерабочих углов откосов уступов и бортов карьера. Разбортовка карьера

По степени устойчивости горные породы разделяют на слабые (плывуны, сыпучие пески), устойчивые (суглинки, глины) и весьма устойчивые (известняки другие скальные породы). Устойчивость пород характеризуется углом естественного откоса. Устойчивость откосов уступов является основным условием безопасного ведения горных работ на карьерах. Обрушения и оползни откосов нарушают весь технологический процесс. Деформации откосов уступов могут быть вызваны несоответствием угла откоса уступа углу естественного откоса разрабатываемых пород. Нарушение устойчивости откосов ведет за собой увеличение объемов вскрыши, непроизводительные расходы на «дополнительную» переэкскавацию, нарушает режим работы на карьерах, вызывает простои и аварии горнотранспортного оборудования и приносит значительный материальный ущерб.

Выбираемый рабочий и нерабочий углы откоса уступа и борта карьера, они должны, прежде всего, удовлетворять требованиям безопасного ведения горных работ, устойчивости бортов и условиям размещения на бортах необходимых площадок и транспортных коммуникаций.

Данное месторождение разрабатывается четырьмя уступами: одним вскрышным и тремя добычными.

Принимаем такие углы откосов нерабочих уступов:

— вскрышной ;

— первый добычной

— второй добычной ;

— третий добычной ;

Рисунок. Строение нерабочего борта карьера.

Проверим, чтоб скорость продвигания первого уступа опережала скорость продвигания второго и третьего, т. е. :

;

м/год;

м/год;

м/год;

Принимаем высоту первого уступа — 6,8 м,.

второго уступа — 8,7 м, третьего уступа — 6,28 м.

Угол откоса нерабочего борта карьера:

Предохранительная берма

м,

Ширина транспортной бермы В_m (рис 3.6)

где А'=1м /1, табл. 6.14/,

К — ширина кювета, К=1,65 м /1, табл. 6.14/,

О₁, О₂ — ширина обочин, О₁=О₂= 0,5 м /1, табл. 6.14/,

П — ширина транспортной полосы, принимаем П=9,5 м /1, табл. 6.13/,

С — ширина предохранительной насыпи, С=2,5 м, Б — ширина бермы безопасности, Б= Н_уIII (CtgCtg),

где Н_уIII — высота третьего уступа, Н_уIII =6,28 м,

— угол устойчивого откоса уступа, =40⁰ /1, с.53/,

— угол откоса второго нерабочего уступа, =41⁰

Б= 6,28 (Ctg40⁰ — Ctg41⁰)=0,628 м.

Принимаем Б=1м.

В_m= 1 + 1,65 + 0,5 + 9,5 + 0,5 + 2,5 + 1=16,65 м Для оконтуривания карьерного поля при горизонтальных и пологих залежах имеет значение принятая разбортовка карьера. Она может быть по отношению к граничной мощности полезного ископаемого в бортах карьера внешняя, внутренняя и половинчатая. В данном курсовом проекте принимаем «внутреннюю» разбортовку. При данной разбортовке имеют место потери полезного ископаемого и наименьшие объемы экскавируемых вскрышных пород. Схема разбортовки представлена на рисунке1.

Рисунок1. Внутренняя разбортовка карьерного поля.

Ширина разноса борта карьера по верху В_р=; В_р = =17,6 м_;

Ширина разноса борта карьера по низу определяется аналогично, т. е. В_понизу = ==39м.

Принимаем в' = 5м — ширина защитной полосы.

3.3 Определение потерь полезного ископаемого

Согласно «Единой классификации потерь твердых полезных ископаемых при разработке месторождений», потери подразделяются на общекарьерные и эксплутационные.

Так как на данном месторождении отсутствуют потери в целиках в пределах контура подсчета запасов, то общекарьерные потери f_o=0.

1.Эксплутационные потери f_э складываются из потерь в подошве, при зачистке и в бортах карьера. Потери при зачистке:

f^з_э=

где обьем потерь полезного ископаемого при зачистке,

V — объем полезного ископаемого в контурах карьера, V = м³,

= h³ ?S_к,

где h³ — толщина потерь полезного ископаемого при зачистке, h³=0.25м,

S_к — площадь карьера в контурах подсчета запасов, S_к = м

=0.25?=171 587,5 м³,

f^з_э=

2.Эксплутационные потери в подошве f

f=

где hⁿ — толщина потерь полезного ископаемого в подошве, hⁿ=0.3м.

S= В_понизу*P=39*3694=144 066 м;

P — периметр месторождения. P=3694м,

.

3. Потери в бортах при внутренней разбортовке определяется объемом полезного ископаемого, оставляемого в бортах, тогда:

f^б_э=,

f^б_э=.

Потери отделенного от массива полезного ископаемого f_m складываются из потерь при транспортировке, разгрузке и перегрузках. Принимаем f_m=0,4%. Эти потери уже учтены при расчете необходимой производительности карьера П'_к.

3.4 Подсчет запасов

1. Эксплутационные запасы V_э, м³, определяются по формуле

V_э= V м³.

V_эм³

2. Срок существования карьера Т_к, лет Т_к=лет.

где К — коэффициент транспортных потерь, К = 1.004

П_к^' — производительность по i-му уступу,

3 Объем вскрыши V_в складывается из вскрыши в контурах подсчета запасов V^к_в, при разносе бортов карьера V^б_в и потерь полезного ископаемого при зачистке V з.

V_в = V^к_в+ V^б_в+ V з Объем вскрыши в контурах подсчета запасов V^к_в, м³, определяется по формуле:

V^к_в= (h_вср— h_п.слоя)? S_к, м³,

где h_вср — средняя глубина вскрыши по карьеру, h_вср= 9,84 м.

h_п.слоя— толщина плодородного слоя h_п.слоя = 0.2 м.

V^к_в=(9,84 — 0.2)? 686 350 =6 616 414 м³,

Объем вскрыши при разносе борта V^б_в определяется согласно принятой схеме разбортовки карьера.

V^б_в =? Р, м³

где Р — периметр карьера, Р= 3694 м.

V^б_в =211 902, м³

Объем при зачистке кровли полезного ископаемого

V^з_в= h³? S_к = 0.25? 686 350 = 171 587,5 м³

Общий объем вскрыши по карьеру

V_в = V^к_в+ V^б_в+ V з= 6 616 414+211902+171 587,5=6 999 903,5 м³.

4 Объем плодородного слоя складывается из объема в контурах подсчета запасов V^к_пл под отвалами V^о_пл, объема на ширину разноса борта карьера V^б_пл и объема на ширину защитной полосы, предотвращающей смыв плодородного слоя в карьер, V^с_пл.

V_пл = V^к_пл + V^o_пл + V^б_пл + V^c_пл

Объем плодородного слоя в контурах карьера V^к_пл, м³, определяется по формуле:

V^к_пл = h_п.слоя? S_к, м³, V^к_пл= 0.2? 686 350 = 137 270 м³,

Объем плодородного слоя под отвалами V^о_пл, м³, определяется по формуле:

V^о_пл= 0.2? S_отв = 0.2? 1 030 541,35= 206 108,27 м³,

где S_отв — площадь, занимаемая отвалами.

Принимаем отвал трапециевидной формы высотой H_от = 8 м.

Площадь занимаемая отвалами S_отв, определяется по формуле:

S_отв=м²,

К_р — коэффициент разрыхления пород в отвале, К_р = 1.05 — 1.07;

К_нс.отв — коэффициент насыпки отвала, К_нс.отв = 0.9;

Объем плодородного слоя в бортах карьера V^б_пл, м³, определяется по формуле:

V^б_пл= h_пл? Р? В_р = 0.2? 3694? 20,2 = 14 923,76 м³.

Объем плодородного слоя в предохранительной полосе, предотвращающей от смыва плодородного слоя в карьер, V^с_пл, м³, определяется по формуле:

V^с_пл= h_п.слоя? b'? P = 0.2? 5? 3694 = 3694 м³.

где b'- предохранительная полоса, предотвращающая от смыва, b'=5 м,

V_пл = V^k_пл + V^o_пл + V^б_пл + V^c_пл =137 270 +206 108,27+14 923,76+3694 = 361 996,03 м³

5 Средний коэффициент вскрыши к_ср

к_ср=

3.5 Режим работы и производительность карьера

При проектировании карьеров большое значение имеет выбор оптимального календарного режима работы, при котором обеспечивается рациональное использование горнотранспортного оборудования, максимальная производительность труда и минимальные затраты на производство товарной продукции.

Нормы технологического проектирования рекомендуют для карьеров с годовой производительностью до 1…1,5 млн.т. пятидневную рабочую неделю при двух сменах в сутки. На карьерах строительных материалов принимаются 260 рабочих дней в году и пятидневная рабочая неделя при двух или трех восьмичасовых сменах в сутки.

Режим вскрышных работ может определяться от режима добычных работ. Однако во всех случаях (особенно при сезонной работе) необходимо принимать в зависимости от климатических и горно-геологических условий, масштаба работ, вида и мощности горнотранспортного оборудования и режима работы обогатительных фабрик. На добыче полезного ископаемого принимаем 260 рабочих дней в году и пятидневную рабочую неделю при двух восьмичасовых сменах в сутки.

Возможная сменная производительность карьера по полезному ископаемому:

Q_см=м³/смену где П_к — производительность по i-му уступу, К — коэффициент транспортных потерь, К = 1.004

Т_раб — число рабочих дней в году, Т_раб=260 /1, с.29/,

n_см — число рабочих смен в сутки, n_см=2 /1, с.29/,

Сменная производительность карьера по полезному ископаемому на 1-ом уступе:

Q_{см I} = м³/смену.

Сменная производительность карьера по полезному ископаемому на 2-ом уступе:

Qcм II = м³/смену.

Сменная производительность карьера по полезному ископаемому на 3-ем уступе:

Q_{см III} = м³/смену.

На вскрышных работах принимаем =160 рабочих дней в году и пятидневную рабочую неделю при двух восьмичасовых сменах в сутки.

Сменная производительность карьера по вскрыше:

м³/смену.

На снятии плодородного слоя принимаем 160 рабочих дней в году и пятидневную рабочую неделю при одной восьмичасовой смене в сутки.

Сменная производительность карьера по плодородному слою:

Q^пл_см = м³/смену.

3.6 Вскрытие карьерного поля и система разработки

Целью вскрытия месторождения является установление грузотранспортной связи между горизонтами его разработки и техническими сооружениями на поверхности и в карьере. Горизонтами разработки являются рабочие площадки. Сооружениями на поверхности являются станции, через которые грузы следуют на склады, дробильно-сортировочные заводы и обогатительные фабрики, отвалы, пункты назначения грузов.

Вскрытием месторождения называется проведение системы капитальных горных выработок, открывающих доступ от земной поверхности к месторождению или от какой-либо разрабатываемой его части к другой и обеспечивающих возможность проведения разрезных траншей.

На выбор способа вскрытия и места расположения вскрывающих выработок на карьерах строительных материалов существенные влияние оказывают: рельеф поверхности месторождения, мощность вскрышных пород и место расположения отвалов, направление трещиноватости, относительное расположение дробильно-сортировочной фабрики, качество пород месторождения и взаимное расположение слоев пород различной прочности, производственная мощность карьера и вид применяемого транспорта.

Принимаем вскрытие внешней групповой траншеей с независимым выходом и двусторонним примыканием. Траншею располагаем в южной части месторождения, поскольку именно в этой части месторождения находится полезное ископаемое наилучшего качества, а глубина вскрыши является относительно невысокой и равномерной по мощности.

Направление фронта горных работ следует выбирать из условия сохранения его неизменной протяженности с учетом равномерности распределения вскрышных пород и полезного ископаемого на различных этапах отработки месторождения.

Под системой разработки месторождения понимается порядок и последовательность выполнения открытых горных работ в пределах карьерного поля или его участка.

Выбираем систему разработки с продольным перемещением пород во внешние и внутренние отвалы.

3.7 Выбор основных параметров системы разработки

Основными параметрами систем открытой разработки являются: рабочие уступы, заходки, рабочие площадки, транспортные и предохранительные бермы, разрезные траншеи, отвалы.

Основными параметрами систем разработки являются: высота уступа и угол рабочих уступов, ширина заходок, ширина рабочих площадок, транспортных и предохранительных берм, угол откоса рабочего борта, длина фронта работ, численность рабочих уступов и размеры отвалов.

Высота уступа непосредственно влияет на ряд общекарьерных показателей: качество добытого полезного ископаемого, скорость подвигания горных работ, темп углубления горных работ, срок строительства карьера, объем горно-капитальных работ, общую протяженность фронта работ, внутрикарьерных путей и дорог, угол откоса рабочих и нерабочих бортов. Безопасность ведения горных работ является основным требованием.

При разработке горизонтальных и пологих залежей мощность залежей и покрывающих пород обычно предопределяет высоту и число уступов. На данном месторождении мощность залежи полезного ископаемого составляет в среднем 21,78 м. Мощность вскрыши 9,84 м, поэтому разработку ведем одним вскрышным уступом и тремя добычными, высота которых: H=9,84, Н_уI = 6,8 м, Н_уII = 8,7 м. Н_уIII = 6,28 м.

На вскрышном уступе принимаем экскаватор канатный с верхним копанием, (прямая лопата Э — 2503), наибольшая высота копания которого Н_вк = 10 м. На первом и третьем добычном уступе принимаем драглайн (Э — 2503), а на втором — принимаем экскаватор канатный с верхним копанием, (прямая лопата Э — 2503).

Устойчивость откосов в мягких породах часто имеет решающее значение. В таких породах высота уступа не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора.

Так как мягкие связные породы имеют предел прочности 10 — 50кгс/см² (при одноосном сжатии в образце), угол внутреннего трения 13 -23⁰, сцепление 0,5 — 10кгс/см², легко разрабатываются всеми видами выемочных машин без предварительного рыхления и способны сохранять угол откоса до 50 -60⁰ при высоте уступов до 7 -15м, то принимаем угол первого рабочего уступа = 50⁰, второго = 55⁰, третьего = 55⁰

В нормальных заходках выемка породы производится при постоянном положении оси движения выемочных машин по длине заходки и максимальном использовании их рабочих параметров.

Ширина «нормальной» заходки в торцовом забое для мехлопат А_нэ=(1,51,7)? R_ч.у м, Ширина заходки для экскаватора работающего на вскрыше (Э — 2503):

где R_ч.у — радиус черпания на уровне стояния экскаватора, R_ч.у = 7,2 м.

А_нв= 1,6 ?7,2 = 11,52 м.

Ширина заходки для экскаватора работающего на 2-ом добычном уступе (Э — 2503)

где R_ч.у — радиус черпания на уровне стояния экскаватора, R_ч.у = 7,2 м.

А_нд1= 1,6 ?7,2 = 11,52 м.

Ширина «нормальной» заходки в торцовом забое для драглайна:

А_нд= R_ч(sin+sin), м где R_ч — радиус черпания,

 — углы разворота экскаватора от его оси, при черпании, принимаем =0⁰, = 45⁰ /3, с.215/.

Ширина заходки для драглайна работающего на 1-ом и 3-ем добычных уступе (ЭО — 5111Б):

А_нд= 11,1? (sin0⁰ + sin45⁰) = 7,8 м.

Рабочая площадка — горизонтальная поверхность уступа, ограничивающая его по высоте (снизу и сверху) и служащая для размещения выемочно-погрузочного, и транспортного оборудования, необходимого для разработки уступа.

Ширина рабочих площадок должна обеспечить производительную работу оборудования при безопасном размещении основных горных машин и транспортных коммуникаций, силовых и осветительных линий, вспомогательного транспорта и оборудования. В период строительства и реконструкции карьера для сокращения объема горно-капитальных работ принимают рабочие площадки минимальной ширины.

Минимальная ширина рабочей площадки при разработке мягких пород с использованием мехлопат Ш_р.п.min.э= А_э + П + С₁

где А_э — ширина «экскаваторной» заходки, А_э= 8 м, П — ширина транспортной полосы, П= 2R_п, где R_п — минимальный радиус поворота автосамосвала МАЗ-5516−030, R_п=11м; П= 2×11 =22м. Принимаем П=24м.

С₁ — расстояние от транспортной полосы до нижней бровки уступа, С₁=3м.

Ш_р.п.min.э= 8 + 24 + 3 = 35 м.

Минимальная ширина рабочей площадки драглайна

Ш_р.п.min.д= А_д + П + С₂ + Б, м, где А_д — ширина заходки драглайна, А_д=7,8 м.

С₂ — расстояние от транспортной полосы до бермы безопасности, С₂= 3 м, Б — полоса (берма) безопасности,

Б= Н_уII(ctgctg), м, где Н_уI — высота второго (рабочего) уступа, Н_уI=6,8 м,

— угол устойчивого откоса уступа, = ,

— угол откоса второго рабочего уступа, = 41⁰,

Б= 6,8*(ctg40⁰ — ctg41⁰) = 2,5 м, Ш_р.п.min.д= 7,8+ 24 + 3 + 2,5= 37,3 м.

В период эксплуатации рабочую площадку расширяют в целях формирования вскрышных работ и увеличения подготовленных к разработке запасов горной массы.

Уступы нерабочего борта карьера разделяются площадками (бермами) транспортными и предохранительными. Минимальная ширина берм (с учетом их назначения) позволяет уменьшить общий объем вскрышных работ в карьере. Транспортные (соединительные) бермы соединяют капитальные траншеи с рабочими горизонтами на соответствующих уступах.

3.8 Выбор и определение производительности технологического оборудования

3.8.1 Производительность вскрышного экскаватора

Вскрышные породы разрабатываются экскаватором Э-2503

Техническая характеристика экскаватора Э-2503

В качестве транспортного оборудования принимаем автосамосвал МАЗ-5516−030.

Сменная производительность экскаватора при погрузке в автотранспорт.

Q_см =, м³/смену где Т_см — продолжительность смены, Т_см= 480мин, Т_пз — время на подготовительно-заключительные операции, Т_пз= 35мин, Т_лн — время на личные потребности, Т_лн= 10мин, Е — емкость ковша экскаватора, Е=2,5 м³,

n_к — число ковшей, загружаемых в самосвал, которое зависит от

_р =/К_р,

где — плотность породы в целике =1.5 т/м³;

К_р — коэффициент разрыхления породы в ковше, К_р=1.25 ,

_р = 1,5/1,25=1,2

где G — грузоподъемность самосвала, G=16т, V_а-объем кузова автомобиля, V_а= 10,5 м³, G/V=16/10.5=1.5, если_рa, то количество ковшей рассчитывается по формуле где К_н — коэффициент наполнения ковша, К_н=1,05,

При _р> G/V_a, количество ковшей рассчитывается по формуле

Т.к. _р = 1.5/1.25 = 1.2 и G/V_a = 16/10,5 = 1.5, следовательно, число ковшей определим по формуле

примем количество ковшей =5,

Проверим полученное число ковшей на перегрузку

т, условие выполняется, принимаем окончательно число ковшей 5 .

К_ирв — коэффициент использования рабочего времени, К_ирв=0.75 .

t_п — время загрузки самосвала, с,

t_п=с где n_к — принятое число ковшей загрузки, n_к=5,

n_ц — число циклов экскавации в минуту,

n_ц=цикла/мин, где t_ц — продолжительность рабочего цикла экскаватора, t_ц=21,5с.

t_п=с.

t_об — время обмена (установки под загрузку самосвала), при петлевой схеме подачи автомобилей принимаем t_об= 25 c,

м³/смену, Годовая производительность экскаватора

Q_год= Q_см? Т_р? n_см,

где Т_р — число рабочих дней в году Т_р= 160,

n_см — число смен в сутки, n_см = 2.

Q_год= 1259,4? 160? 2 = 403 008 м³/год.

Расчетное число экскаваторов

N'_экс= шт.

где Q^в_см — проектная сменная производительность вскрышного уступа, к_м — коэффициент запаса мощности по производительности, к_м = 1.35 ,

=

Принимаем = 1 шт.

Число рабочих дней экскаватора за год Т_э =, дней где М — межремонтный цикл, М= 15 000 маш/час, Р_n — количество дней простоя в ремонтах на протяжении полного ремонтного цикла, Р_n -248 день.

T_сут — число часов работы экскаватора в сутки, t_сут = 14.5 ч.

Т_э = дней.

3.8.2Производительность добычного экскаватора.

На втором уступе:

Техническая характеристика экскаватора Э-2503

В качестве транспортного оборудования принимаем автосамосвал МАЗ-5516−030. Сменная производительность экскаватора при погрузке в автотранспорт.

Q_см =, м³/смену где Т_см — продолжительность смены, Т_см= 480мин, Т_пз — время на подготовительно-заключительные операции, Т_пз= 35мин, Т_лн — время на личные потребности, Т_лн= 10мин, Е — емкость ковша экскаватора, Е=2,5 м³,

n_к — число ковшей, загружаемых в самосвал, которое зависит от _р =/К_р,

где — плотность породы в целике =1.5 т/м³;

К_р — коэффициент разрыхления породы в ковше, К_р=1.25 ,

_р = 1,5/1,25=1,2