Система разработки и средства комплексной механизации в карьерных работах

Тип работы: Дипломная работа
Бесплатно: Антиплагиат
Объем: 92 страниц
В избранное:

1 Горно-геологическая характеристика месторождения

1.1 Геологическое строение месторождения

1.1.1 Стратиграфия и литология. В геологическом строении месторождения принимают участие терригенные отложения мезозоя и рыхлые отложения кайнозоя.
Мезозойские отложения представлены породами юрской системы мелко- и грубозернистыми песчаниками, алевролитами, аргиллитми, углистыми породами и углями. Слои конгломератов здесь маломощны и единичны. Мощность юрских отложений 250-280 м.
Породы кайнозойского возраста, состоящие из неогеновых и четвертичных отложений имеют значительное распространение и встречаются на всей площади месторождения. Неогеновые отложения (мощностью от 0 до 30 м) представлены аральской свитой, монтморилонитовыми пластичными глинами с включением гипса, бобовинами железомарганцевого состава и каолина.
Четвертичные отложения представлены овражным аллювием (песками, суглинками, гравием), пойменными накоплениями и делювиальными щебенисто-пылеватыми суглинками. Мощность отложений составляет 5-8 м.
1.1.2 Тектоника. В тектоническом отношении Шубаркольское месторождение юрских углей приурочено к центральной части Сарысу-Тенизского поднятия крупной тектонической структуры Западной части Центрального Казахстана. Максимальное погружение угленосных отложений составляет порядка 250 м. Наибольшие углы падения угленосной толщи от 10-25 до 30-35 на выходах угольных горизонтов - на севере и юге месторождения. Наиболее крутыми являются северо-западная и юго-восточная части. Западное и восточное крылья залегают более полого (10-20). Внутреннее строение мульды является простым с углами падения 3-5. Дизъюнктивных нарушений в ее пределах не установлено.

1.2 Характеристика угольных горизонтов

Промышленная угленосность месторождения приурочена к нижней части разреза юрских отложений и содержит три угольных горизонта Верхний, Средний и Нижний.
Наибольший интерес представляет Верхний угольный горизонт, имеет в мульде повсеместное распространение, является наиболее мощным, устойчивым, имеет сравнительно простое строение и принят для открытой разработки. Площадь с наиболее простым строением тянется 1,5-2,0 километровой полосой от северо-западного замка мульды по северному крылу складки до разведочной линии 10 и относится к узлу угленакопления.
В его пределах четко выделяется центр угленакопления, где горизонт представляет собой единую монолитную залежь с эпизодически усложняющимся в отдельных выработках строением.
В центре угленакопления предусматривается деление горизонта на два угольных пласта 2В и 1В. Пласт 2В распространен на 60% площади месторождения и является самым мощным в горизонте (до 22 м). Он сложен 2-5 угольными пачками мощностью 0,4-8,0 м, разделенными преимущественно тонкими прослоями аргиллитов и алевролитов (0,03-0,5м).
Пласт 1В распространен в северо-западной части мульды. Рабочая мощность пласта составляет 10-12 м. он сложен 2-5 угольными пачками мощностью 0,4-8,0 м, разделенными преимущественно тонкими прослоями аргиллитов и алевролитов (0,05-0,5м).
Пласт 1В1 отнесен к пластам второго порядка. Распространен на всей площади мульды. Рабочая мощность его составляет 1,0-2,8 м.
В пределах разведочных линий 11-16 и вдоль всего южного борта некондиционный.
Строение пласта сложное. Он представлен 3-4-мя угольными пачками мощностью 0,2-0,5 м, разделенными породными прослоями (0,05-0,15 м). Пласт отнесен к относительно выдержанным.
В 10-12 м от почвы Верхнего горизонта залегает пласт Во, он тонкий, преимущественно однопачечный. Распространен почти на всей площади мульды, но рабочие мощности (1,0-1,85 м) имеет лишь восточнее 12 разведочной линии. Пласт отнесен к невыдержанным.
Общая характеристика угольных пластов Верхнего горизонта приведена в табл.1.1.

Таблица 1.1
Характеристика пластов угля Верхнего горизонта по Центральному участку Шубаркольского месторождения

Угольные пласты
Мощность пласта, м
от - до
средняя
Распространение, %
Степень выдержанности

рядовой уголь
угольные пачки
рабочей пло-
щади к общей по пластам
от площади горизонта
от запасов по горизонту

1
2
3
4
5
6
7

Продолжение таблицы 1.1
1
2
3
4
5
6
7
2В
12,75-12,91
18,06
11,68-21,13
17,31
100
33
51
Выдержанный
2В2+3+4
9,42-15,35
13,13
7,42-15,11
12,63
100
6
7
Относительно выдержанный
2В4
1,0-5,80
3,89
0,85-5,80
3,55
90
2
4
Относительно выдержанный
3В3
1,0-5,49
2,08
0,70-5,16
1,98
54
16
1
Невыдержанный
2В2
1,08-4,70
2,80
0,74-3,83
2,52
66
16
2
Невыдержанный
2В1
1,00-3,75
2,01
0,95-3,43
1,80
81
22
3
Невыдержанный
1В
8,30-11,96
10,71
6,63-11,16
9,75
100
6
5
Выдержанный
1В2
3,10-11,15
7,42
2,10-9,97
6,85
100
31
18
Выдержанный
1В[2]2
1,00-4,55
2,59
0,85-4,33
2,46
99
19
4
Невыдержанный
1В[1]2
1,05-4,70
2,62
0,95-4,43
2,31
44
19
2
Невыдержанный
1В1
1,00-3,39
1,70
0,80-3,09
1,54
46
50
3
Невыдержанный
В0
1,00-1,55
1,17
0,70-1,20
1,04
13
27
0,3
Невыдержанный
Количество и мощность угольных и породных комплексов Верхнего горизонта Шубаркольского месторождения приведены в табл.1.2.

Таблица 1.2
Количество и мощность угольных и породных комплексов Верхнего горизонта Шубаркольского месторождения

Наименова -ние
Количество комплексов, шт.
Мощность комплексов, м

угольных
породных
угольных
породных
Участок Западный
1,0-5,0
2,6
0,0-4,0
1,6
1,0-32,2
9,4
1,0-18,4
2,95
Участок Центральный
1,0-6,0
2,9
0,0-5,0
1,9
1,0-31,7
7,5
1,0-36,7
5,2
Участок Восточный
1,0-6,0
3,5
0,0-5,0
2,5
1,0-18,6
5,2
1,0-27,8
6,1
Примечание: В числителе - от-до, в знаменателе - среднее значение

Средний угольный горизонт - наименее мощный и представлен 3-7 метровой угольной залежью, с изменяющимися мощностью и строением. Монолитное строение залежь имеет на 13 площади месторождения (северная часть).
Узел угленакопления располагается в западной - замковой части структуры и представляет собой площадь 1,0х1,0 км. Пласт сложен 3-7 угольными пачками мощностью 0,05-0,7 м, разделенными тонкими прослоями (0,05-0,3 м).
Рабочая мощность горизонта составляет 3,7-4,1 метра.
Нижний угольный горизонт представляет собой 25-40 метровую угольную залежь очень сложного строения. Слагающие горизонт пласты преимущественно тонкие, очень изменчивые по мощности и строению.
Разработка Среднего и Нижнего горизонтов в перспективе намечается подземным способом.

1.3 Гидрогеологическая характеристика

Наличие замкнутой мульды, равнинная поверхность, отсутствие глубоко врезанных долин и наличие подстилающих слабообводненных пород жезказганской свиты - обусловили застойный характер подземных вод месторождения.
На Шубаркольском месторождении выделяются: спорадически обводненные аллювиальные четвертичные отложения; водоносный комплекс продуктивной толщи нижнеюрских образований; водоносный горизонт подстилающей жезказганской свиты.
Спорадически обводненные аллювиальные четвертичные отложения развиты на площади месторождения в основном в безымянных логах, пересекающих месторождение с севера на юг. Мощность их колеблется от 0,5 м на севере до 2-3 м на юге.
Питание аллювиальных отложений происходит в основном в период весеннего снеготаяния. В целом эти отложения не будут оказывать существенного влияния на водопритоки в разрез, так как они весьма слабо обводнены.
Водоносным комплексом продуктивной толщи нижнеюрских образований создается относительно слабый напор подземных вод. Величина напора составляет 5-10 м.
Дебит гидрогеологических скважин изменяется от 0,05 до 3,1 лс при понижении уровня соответственно на 20-40 м.
Водовмещающие породы этой зоны характеризуются значением коэффициента фильтрации 0,124 - 35,76 мсут (по данным гидрогеофизических исследований).
Естественные запасы подземных вод продуктивной толщи сравнительно невелики и при отработке месторождения по мере продвижения подготовительных и осушительных выработок будут срабатываться.
Водоносный горизонт подстилающей жезказганской свиты верхнекаменноугольных отложений слагает периферийную часть Шубаркольской мульды.
Водовмещающие породы отличаются низкой водообильностью. В большинстве скважин вскрышные отложения оказались практически безводными.
Глубина залегания уровня подземных вод изменяется от 9,0 до 30,3 м от поверхности земли. Питание подземных вод осуществляется в основном за счет инфильтрации атмосферных осадков. На обводненность месторождения в целом подземные воды жезказганской свиты не будут оказывать существенного влияния в связи с их низкой водообильностью водовмещающих пород.
Четвертичные аллювиальные отложения на участке ограничены по площади и содержат воды спорадического распространения, поэтому характеристика агрессивных свойств этих вод не приводится. Оценка качества подземных вод нижнеюрских и каменноугольных отложений сводится к следующему:
-по содержанию сульфат-иона (от 540 до 3284 мгл) воды обладают сульфатной агрессивностью по отношению к обычному (несульфатостойкому) песчано-пуццолановому и шлаковому портландцементам; по содержанию гидрокарбонат-иона (от 43 до 524 мгл) подземные воды являются не агрессивными по отношению к обычным песчано-пуццолановым и шлаковым портландцементам;
- по содержанию СО2 (агрессивной), интенсивности карбонатной агрессии, воды являются агрессивными по отношению к обычным (несульфатостойким) песчано-пуццолановым и шлаковым портландцементам;
-по величине общей жесткости (от 59,2 до 259,4 мг-эквл) относятся преимущественно к очень жестким; по содержанию иона магния (до 1709 мгл) и величине РН (от 6,85 до 8,64) воды являются не агрессивными для любых марок цемента;
-по величине твердой котельной накипи и шлама воды не пригодны для питания ими паровых котлов ("Н" от 423,2 до 9902,1 мг-эквл); воды обладают коррозирующими свойствами по отношению к металлам, так как коэффициент коррозии немного больше нуля (Кк больше 0); подземные воды не пригодные для ирригации (Ка от 0,09 до 2,89);
-содержание в воде хлор-иона достигает 17495 мгл, в связи с чем могут усилиться коррозирующие свойства подземных вод по отношению к некоторым металлам, в частности, к алюминию.
Подземные воды высокоминерализованные и не содержат попутных полезных компонентов, которые могли бы представлять практический интерес для промышленного их извлечения.
Как по отдельно разрабатываемым участкам, так и по месторождению в целом, подземные воды не содержат опасных для здоровья людей.
Карьерные воды предусматривается осветлять на очистных сооружениях.В теплый период года очищенные дренажные воды могут использоваться на пылеподавлении в разрезе, в холодный период года сбрасываться в пруды-накопители.

1.4 Попутные полезные ископаемые и компоненты

Попутные полезные ископаемые. Повсеместно над Верхним угольным горизонтом залегает комплекс пород, часть которых по своим свойствам соответствует горючим сланцам. Мощность этого комплекса не выдержана и изменяется от 1,10 м до 7,65 м.
Запасы горючих сланцев (горная масса), подсчитанные в соответствии с ГОСТом и при минимальной мощности пласта 1,0 м составляют 409 млн.т со средней низшей теплотой сгорания 7,2 МДжкг (1700-1900 ккалкг).
В центральной части Шубаркольского угольного месторождения на площади отработки разведано месторождение кирпичных глин площадью 350 тыс.м[2]. Мощность продуктивной толщи изменяется от 6 до 10 м, в среднем составляет 8,3 м. Мощность вскрышных пород составляет 0,8-1,5 м, в среднем - 1,4 м. Запасы глинистого сырья для производства кирпичей составляют 2,26 млн.м[3].Глины по составу и свойствам аналогичны умеренно-средне-пластичным разностям. Окончательно пригодность сырья будет установлена после проведения комплекса лабораторно-технических их испытаний.
Попутные компоненты. При предварительной разведке месторождения в зоне выветрелых углей установлены повышенные концентрации ряда элементов (урана, меди, редкоземельных и других). С целью определения масштабов уранового и сопутствующего ему оруденения, радиационно-гигиенических условий отработки месторождения, на стадии детальной разведки проведены специальные работы. Радиактивные аномалии опробовались. Урановое оруденение в зоне окисления угольных горизонтов характеризуется низким содержанием радиактивных элементов, не позволяющих рассматривать ураноносные участки в качестве сырья для извлечения урана. Даже при селективный выемке аномалий в результате неизбежного разубоживания вмещающими породами изымаемый материал становится неперспективным для уранового производства. Промышленное использование минерализованных зон так же является неперспективным.

1.5 Ураноносность углей

Средние содержания радиоактивных элементов в товарных угля низкие: урана от 0,0001 до 0,0000014 %, тория от 0 до 0,00045%.
Однако, по приподнятым краевым участкам мульды, где края угольного пласта наиболее близки к дневной поверхности, наблюдаются аномально высокие содержания урана, который в повышенных количествах присутствует в кровле пласта, сложенной обычно аргиллитами, и в верхнем окисленном сажистом слое.
Наиболее интенсивные аномалии зафиксированы в зоне выветренных пород, на выходах угольных горизонтов в западной и северной частях участка. Мощность гамма-излучения этих аномалий составляет от 100 до 1860 мкрчас. Радиоактивные аномалии непостоянной интенсивности прослеживаются в виде полосы шириной от 20-25 м до 200-250 м. В южной расщепленной части выходов пластов уменьшается как интенсивность излучения (в основном до 50-65, редко до 100 мкрчас), так и ширина аномальной зоны (в основном 20-25 м и редко до 100 м). Глубина аномалий от дневной поверхности колеблется от 6-15 м на юге, до 20-50 м на севере.
По результатам опробования максимальные содержания радиоактивных элементов в отдельных пробах составили: урана - 0,091%, на мощность 0,4 м, тория - 0,007%, на мощность 0,33 м, радия - 0,039%, на мощность 0,35 м. По основной части аномалий содержание урана колеблется в пределах 0,01%, радия - 0,003 - 0,01%, тория - 0,001%. Повышенное содержания радионуклидов, как правило, приурочены к сажистому слою окисленного угля, который обладает повышенной сорбционной способностью по сравнению с ненарушенным углем.
Урановое орудение в зоне окисления угольных горизонтов характеризуется низким содержанием радиоактивных элементов, не позволяющих рассматривать ураноносные участки в качестве сырья для извлечения урана. Даже при селективной выемке аномалий в результате неизбежного разубоживания вмещающими породами изымаемый материал становится неперспективным для уранового производства.
Среднее содержание урана на уступ 0,0043.
В процессе выемки пород вскрыши уступом 10 м происходит разубоживание содержания естественных радионуклидов в горной массе. При этом средневзвешенное содержание урана по первоочередному участку составит 0,0043%, тория - 0,0011%. Эти содержания радионуклидов в горных породах при ведении вскрышных работ будут определять и радиационную опасность производственной пыли на рабочих местах персонала.
В результате разубоживания содержания естественных радионуклидов активных пропластков при выемке и складировании вскрышных пород снизится и мощность экслозиционной дозы на поверхности отвалов. Усредненное значение ее составит 50 мкрчас. Однако, не исключено наличие локальных участков с более высоким уровнем мощности дозы - до 500 мкрчас. Этот уровень получен на основании расчета в соответствии с Временными методическими рекомендациями по радиационно-гигиенической оценки полезных ископаемых при производстве геологоразведочных работ на месторождениях строительных материалов, исходя из максимально зарегистрированного уровня гамма-излучения при каротаже скважин - (1860 мкрчас).
Оценка радиационных условий по запыленности производилась с учетом следующих критериев:
1) Запыленность воздуха на рабочих местах при содержании в породах свободной кремнекислоты в количестве 10-70% не должна превышать 2 мгм[3] (Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом, 1993г);
2) Среднее содержание ЕРН в производственной пыли не должно превышать средневзвешенных значений их в отбиваемой горной массе;
3) Допустимая концентрация в воздухе (НРБ - 7687 табл.1.5).

Таблица 1.5
Допустимая концентрация в воздухе

Категория А
ДКА
Категория Б
БКБ
Уран естественный
8,8х10[-5]
8,8х10[-6]
Торий естественный
7,5х10[-6]
7,5х10[-7]

Фактическое содержание естественных радионуклидов составит:
по урану 2 мгм[3] х 0,0043х10[-2] х 10[-3] м[3]л = 8,6х10[-8] мгл
по торию 2 мгм[3] х 0,001х10[-2] х 10[-3] м[3]л = 1х10[-8] мгл.
Это на один-два порядка ниже предельного значения для лиц категории Б (ограниченная часть населения) и на два-три порядка ниже предельных концентраций для лиц категории А.
Таким образом, безопасное ведение работ обеспечивается при постоянном контроле запыленности воздуха рабочей зоны и принятия мер по ее снижению (пылеподавление).
Интенсивность гамма-излучения отвалов вследствие разубоживания активных пропластков не превысит 50 мкрч, то есть среднюю интенсивность вычисленную по средним значениям содержаний урана для первоочередного участка.
Если рассматривать отвалы как источник пылеобразования, то есть все основания предполагать, что интенсивность пылеобразования будет ниже, чем при работе в карьере. Следовательно и внутреннее поступление радионуклидов в районе отвалов будет ниже, чем предельные значения для персонала и ограниченной части населения.

1.6 Геологические запасы угля месторождения

Все запасы угля месторождения отнесены к балансовым, однако для открытых работ включены запасы только верхнего горизонта и пласта Во. Запасы Среднего и Нижнего горизонтов не отвечают требованиям кондиции для открытых работ по коэффициенту вскрыши, так как среднее значение коэффициента для Среднего горизонта составляет 21.61 м3т, для Нижнего горизонта -- 20.99 м3т.
Промышленные геологические запасы угля в границах разреза Шубаркольский -- Центральный составляет 763.14 млн.т, и принятые в проекте балансовые геологические запасы угля -- 801.27 млн.т, в том числе на участке первоочередных работ: балансовые геологические запасы - 198.05 млн.т, промышленные запасы угля -192 млн.т.
Объем пород внешней вскрыши - наносы, зонты выветривания углей и пород мезозоя выше Верхнего горизонта вычислялись вертикальными сечениями, объем пород внешней вскрыши между Верхним горизонтом и пластом В0 подсчитан методом геологических блоков. Потери для данного участка составляют 5%, засорение - 2%.

2 Обоснование производительности и режима горных работ

2.1 Определение главных параметров разреза

К основным параметрам относятся:
1)углы откосов нерабочих бортов;
2)конечную глубину разреза;
3)балансовые и промышленные запасы полезного ископаемого в конечных контурах разреза;
4)объем вскрышных пород в конечных контурах;
5)среднегеологический и среднепромышленный коэффициенты вскрыши.
1)Углы откосов нерабочих бортов определяются с точки зрения устойчивости бортов. Основными параметрами, которые влияют на величину угла откоса нерабочего борта, являются: глубина разреза и крепость пород. Для карьеров глубиной до 180 м и крепостью пород, угол откоса нерабочего борта принимаем равным 45 [0].
2)Конечная глубина карьера будет принята по максимальному погружение почвы Верхнего угольного горизонта составит 150м.
3)Промышленные запасы по участку составляют 192 млн.т. Балансовые запасы составляют 198млн.т
4)Объём вскрыши составляет 418,56 млн.м3, в том числе внешней - 393,6 млн.м3 и внутренней - 24,96 млн.м3.
5)Общий коэффициент вскрыши по рассматриваему участку составляет 2,18 м[3]т, в том числе: внешней - 2,05 м[3]т, внутренней - 0,13 м[3]т.
Срок отработки карьера определяем по формуле Тейлора:

(1)

Принимаем срок отработки карьера 32 года.
Тогда годовая производительность карьера составляет:

(2)

Окончательно принимаем годовую производительность карьера 6 млн т, тогда годовой объём внешней и внутренней вскрыши соответственно составит:

(3)

Соответственно годовая выемка вскрыши будет равна 13,08 млн м³.

2.2 Режим работы разреза

Режим работы карьера принимается в соответствии с действующими нормативами и законодательными актами. Работа ведется круглый год. Число рабочих дней в году 360. Смены принимаются равными 12 часов, на буровзрывных работах 300 дней в году. Организация работ - вахтовым методом.

3 Вскрытие карьерного поля

Вскрытие карьерного поля осуществляется горными выработками, обеспечивающие транспортный доступ с земной поверхности к рабочим горизонтам карьера с целью доставки вскрышных пород на отвалах, а полезного ископаемого к пунктам их приёма на поверхности. Вскрывающие горные выработки начинаются с поверхности или с уже вскрытого промежуточного рабочего горизонта и заканчиваются на отметке рабочей площади вскрываемого горизонта.

3.1 Обоснование схемы вскрытия

На момент освоения проектной мощности 6 млн.т угля в год, вскрытие поля разреза предусматривается двумя фланговыми траншеями внешнего заложения. Западная (Центральная) выездная траншея используется для выхода вскрышных пород на автомобильный отвал и угля к пункту приёма автотранспорта. Уклон составляет 80[0]0.
Восточная выездная траншея предназначена для вывоза вскрышных пород на внешний породный отвал железнодорожным транспортом м вскрывает горизонты +435, +420. Уклон траншеи составляет 40[0]0, она в настоящее время не экслуатируется в связи с отказом от применения железнодорожного транспорта на вскрышных работах с вывозом породы во внешний отвал.
На освоение проектной мощности разреза предусматривается строительство траншеи под угольные подъёмники. Для этого произведется устройство наклонной траншеи и установка подъёмного конвейера, обеспечивающего выдачу угля на технологический комплекс поверхности. Из забоев уголь транспортируется автосамосвалами по скользящим съездам к дробильно-перегрузочному пункту на подъёмный конвейер.

3.2 Определение объёма капитальных траншей

Капитальные траншеи - открытые наклонные горные выработки, предназначенные для вскрытия рабочих горизонтов. В зависимости от рельефа поверхности капитальная траншея моет иметь поперечное сечение в виде трапеции или неправильного четырехугольника (треугольника). Капитальные траншеи служат длительный срок и используются для расположения в них транспортных коммуникаций.
К основным элементам капитальной траншеи относят:
Ширина основания Вк.т = 30 м .
Глубина Нк.m = 30 м .
Продольный уклон iк.m = 40%.
Угол откоса бортов к.m = 60[0 .]
Длина в плане Lк.m = 750 м .
Объем извлекаемых пород на стадии строительства Vк.m.
Ширину дна капитальной траншеи принято устанавливать способом ее проведения или видом карьерного транспорта. Она должна обеспечивать возможность проведения траншеи при принятой технологической схеме и используемом оборудовании.
Глубина капитальных траншеи равна разности отметок устья капитальной траншеи (начало траншеи на поверхности) и вскрываемого рабочего горизонта. При вскрытии первого горизонта глубина капитальной траншеи равна 15м, при вскрытии второго горизонта -30м.
Продольный уклон капитальных траншеи устанавливается в зависимости от вида карьерного транспорта. Для железнодорожного транспорта выбираются наклонные капитальные траншеи, продольный уклон которых равен 40[0]00 . для автомобильного транспорта принимаются крутые капитальные траншеи с продольным уклоном 80 [0]00.
Угол откосов бортов капитальной траншеи устанавливается в зависимости от срока ее службы, физико-механических свойств пород. Он должен обеспечивать устойчивое положение её бортов. В данном случае, для скальных пород его значение принимают равным 60°.
Длина капитальной траншеи является производным параметром её глубины и продольного уклона и определяется по формуле:

Lк.т= 1000*Нк.тiк.m (3.1)

Длина восточной траншеи равна:

Lк.т= 1000*3040=750 м

Длина Западной траншеи равна:

Lк.т= 1000*3080=375 м

Строительный объём отдельной капитальной траншеи определяется суммой объёмов правильных геометрических тел, из которых составлена траншея. Строительный объём капитальной траншеи достигает сотен тысяч кубометров. От объёма траншеи зависят механизация, технология и срок её проведения.
При горизонтальной поврехности строительный объём отдельной капитал ной траншеи определяется по формуле:

Vк.т.=А+2Б=С=2D, м3 (3.2)

где А - объём половины прямоугольной призмы высотой Нк.т.i;
Б- объём пирамиды высотой Нк.т.i, в основании которой лежит треугольник;
С - объём половины прямоугольной призмы высотой Нк.т.tgα, в основании которой лежит прямоугольник площадью равной Вк.т.·Нк.т., м[3];
D - объём четвёртой части конуса, в основании которой лежит круг.
Слагаемые С и D относительно невелики, ими можно пренебречь.
Данное карьерное поле вскрывается системой групповых капитальных траншей с отдельными выездами показанными на рисунке 3.1.

Рисунок 3.1 - Системы капитальных траншей

Для Западной системы групповых капитальных траншей необходим объём траншеи, вскрывающей первый горизонт:

А=Вк.т.Нк.т.22i, м3 (3.3)

А=30*3022*0,04=337500, м3

2Б=Нк.т.33i∙tgαк.т., м3 (3.4)
2Б=3033*0,04*tg60=86568, м3

Находим объём траншеи, вскрывающей второй горизонт, для этого воспользуемся фигурами II и III и найдём их объём по формуле:

V=Нк.т.Вк.т.Lк.т.2, м3 (3.5)

Для фигуры II:

V=15*6*3752=16875, м3

Для фигуры III:

V=15*30*3752=84375, м3

Строительный объём Восточной системы капитальных траншей равен сумме объёмов отдельных траншей:

337500+86568+16875+84375=525318 м[3]

Находим объём Западной фланговой системы групповых капитальных траншей по формулам, приведенным выше:

А=30*1522*0,080=42187, м3
2Б=1533*0,08*tg60=8035, м3
V=15*6*1872=8437,5, м3
V=15*30*1872=42075, м3

Строительный объём Западной системы капитальных траншей:

42187+8035+843,5+42075=100735 м[3].

3.3 Определение объёма разрезной траншеи на момент окончания строительства карьера

Разрезные траншеи - горизонтальные открытые горные выработки, предназначенные для подготовки вскрытых горизонтов к разработке, т.е. для создания фронта работ на уступах. Разработка уступа начинается с разноса в данном случае одного разрезной траншеи. Поэтому разрезная траншея - это временная горная выработка, которая осуществляет только до начала отработки уступа. Разрезная траншея является продолжением капитальной траншеи, вскрывающей данный рабочий горизонт и проводится внутри контуров карьера (рисунок 3.2).

1-2 - разрезная траншея; 2-3 - капитальная траншея; 4 - контур карьерного поля.
Рисунок 3.2 - Схема разрезной траншеи

Глубина и длина разрезной траншеи, как правило соответствуют высоте и длине подготавливаемого к разработке уступа. Ширина основания разрезной траншеи определяется из условия нормального расположения горнотранспортного оборудования при выемке первой заходки после провдения траншеи. Угол откоса её бортов принимается равным углу откоса рабочих уступов. Т.к. систему разработки принимаем однобортовую, один из бортов разрезной траншеи является частью нерабочего борта карьера, угол откоса этого борта принимаем равным углу откоса нерабочего уступа 60[0].
Глубина разрезной траншеи равна - 15 м, длина её 1200 м.
Траншея проводится с использованием автотранспорта БелАЗ-7519, в этом случае можно применить нижнюю погрузку т.к. маневренность автосамосвалов обеспечивает высокую эффективность использования экскаваторов. Применяются экскаваторы ЭКГ-8И. автосамосвалы под погрузку подаются по тупиковой схеме. Ширина основания траншеи определяется по формуле:

Вт=Ва+Ва+Lа2+2С (3.6)

где Ва - ширина кузова автосамосвала, м; Ва=6,1м;
Lа - длина автосамосвала, м; Lа=11,3;
С - зазор между автосамосвалом и бортом траншеи, м; С=3м.

Вт=6,1+6,1+11,32+2*3=20м

Объём разрезной траншеи определяется по формуле:

Vр.т.=Sр.т.Lр.т.,м3 (3.7)

где Sр.т. - площадь поперечного сечения разрезной траншеи, м[2];
Lр.т. - длина разрезной траншеи, м;
Площадь поперечного сечения разрезной траншеи равна 376,5 м[2], тогда:

Vр.т.=376,5 *6200=2334300м3

3.4 Горно-капитальные работы при строительстве карьера

К горно-капитальным работам относят горные работы, выполнение которых осуществляется в период строительства карьера и работы по проведению капитальных и разрезных траншей. Готовность сдачи карера в эксплуатацию устанавливается специальной комиссией и фиксируется документов. Положение горных работ на момент сдачи карьера в эксплуатацию устанавливается проектом и фиксируется по каждому уступу на плане и разрезах.
Вскрышные породы при строительстве карьера перевозятся на внешние отвалы, т.к. при перевалке вскрыши в выработанное простанство затруднительно создание вскрытых запасов. Объём вскрытых запасов составляет 4,7 млн.т, что обеспечивает работу карьера в течение 10 мес.
Объём горно-капитальных работ определяется по формуле:

Vг.р.=Vк.т.+Vк.п.,м3 (3.8)

где Vг.к. - объём внешних капитальных траншей, провденных к моменту сдачи карьера в эксплуатацию, м3;
Vк.п. - объём первоначального карьера в момент сдачи его в эксплуатацию м3;

Vк.п.=7401600+2334300=9735900 м3
Vг.р.=10361953 м3

Горно-капитальные работы выполняются в следующем порядке: проводится капитальная траншея, вскрывающая первый горизонта. Затем из конца капитальной траншеи проводится разрезная траншея первого уступа. После этого производится разрез одного борта разрезной траншеи (рисунок 3.3).

I этап - проходка капитальной вскрышной траншеи до отметки горизонта -15м; II этап - проходка на горизонте -15м вскрышной разрезной траншеи; III этап - отработкой двух-трех заходок производится необходимое опережение вскрышных работ для обеспечения возможности проходки капитальной добычной траншеи.
Рисунок 3.3 - Горно-капитальные работы

4 Система разработки и средства комплексной механизации

4.1 Выбор системы разработки

Исходя из горно-геологических условий залегания Верхнего угольного горизонта: углы падения пластов (5-12°) , нормальная мощность горизонта (22,2 м), крепость угля (f=1-2), пород вскрыши (f=3-7), а также в увязке со схемой вскрытия карьера, принимаем продольную однобортовую систему разработки по транспортной и бестранспортной технологии отработки, т.е. с частичной перевалкой вскрышных пород в выработанное пространство.
Эта классификация предложена академиком В.В.Ржевским. в её основу положены горно-геологические и геометрические предпосылки, характеризующие порядок отработки месторождения.

4.2 Элементы системы разработки и их параметры

К элементам системы разработки относятся:
-уступы;
-фронт работ карьера;
-рабочая зона карьера;
-работа площадки;
-транспортные и предохранительные бермы.
Главным параметром уступа является его высота Ну, которая оказывает непосредственное влияние на производительность оборудования, качество добытого полезного ископаемого, угол откосов бортов карьера, длину фронта работ. Основным требованием при установлении высоты уступа является безопасное ведение горных работ при использовании горного оборудования определенного типоразмера. Для экскаваторов ЭКГ-8И применяемых и на вскрышных и на добычных уступах и для экскаватора ЭШ-1590, отрабатывающего нижний вскрышной уступ, высота уступов равна 15 м.
Угол откоса уступа зависит от физико-механических свойств горных пород, применяемого оборудования и продолжительности стояния уступов и берётся равным:
-Для рабочих уступов - 70[0]-75[0];
-Для нерабочих уступов - 60[0].
Ширина рабочей площадки уступов для экскаваторов ЭКГ-8И принимается равной 53м и при железнодорожном и при автомобильном транспорте, для экскаватора ЭШ-1590 - 40м.
Ширина заходки экскаваторов: ЭКГ-8И равна 18м, ЭШ-1590 - 40м.
Длина фронта работ 6000м. на одном уступе работают два экскаватора, длина экскаваторного блока при использовании автомобильного транспорта 1000м, при использовании железнодорожного 1400м.
Скорость подвигания фронта работ зависит от мощности оборудования, мощности залежи, производительности карьера и других факторов и определяется по формуле:

(4.1)

где n - количество добычных горизонтов принимаем 2 в соответствии с количеством экскаваторов;
Lфi - длина фронта работ для i - того добычного горизонта, м принимаем 6000 м;
hгi - высота для i - того добычного горизонта, м принимаем 15 м в соответствии с применяемым горно-техническим оборудованием .

(4.2)

Средняя скорость подвигания фронта горных работ будет составлять 51,3 м в год.
Скорость углубки определяется по формуле:

(4.3)

где Агод - годовая производительность карьера по полезному ископаемому, м[3];
Згор - промышленные запасы полезного ископаемого на горизонте, м[3];
hу - высота уступа, м.

(4.4)
Средняя скорость углубки будет составлять 2,7 м в год.
Рабочая зона карьера - это зона. В которой осуществляются вскрышные и добычные работы. Она характеризуется совокупностью вскрышных и добычных уступов, одновременно находящихся в работе. Т.к. данное месторождение имеет пологое залегания, высотное положение рабочей зоны изменяется незначительно. Рабочая зона сравнительно постоянна по размерам.

4.3 Определение ширины рабочей площадки

Расчетное выражение ширины рабочей площадки на уступе:

Шр.п. =Х+с2+Е+П1+ с1+вп (4.5)

где с2 - расстояние от оси дороги до нижней бровки уступа или развала, м;
Е - расстояние между осями движения по двухполосной автодороги, м;
П1 - полоса для размещения дополнительного оборудования, м
с1 - расстояние между полосой для размещения дополнительного оборудования и полосой безопасности, м
вп - полоса безопасности м
x - ширина развала горной массы, м
На вскрышных уступах при использовании экскаватора ЭКГ-8И:
-без БВР

Шр.п. =14+2+1,5+16,8+6 =40,3 м (4.6)

-с БВР

Шр.п. =18+1,5+1,5+17+6 =44 м (4.7)

5 Подготовка пород к выемке и погрузке

5.1 Подготовка вскрышных работ
На добычных и вскрышных работах перед началом выемки пород предусматривается их буровзрывная подготовка. Взрывная подготовка выполняется методом скважинных зарядов короткозамедленным способом.
Верхние вскрышные уступы предусматривается отрабатывать без взрывания, нижележащие - с взрыванием на буфер, добычные уступы - на встряхивание, без нарушения структуры забоя.
В качестве ВВ на добычных работах намечается использовать аммонит 6ЖВ и гранулит Д-5 с удельным расходом 0,18 кгм[3]; на вскрышных - аммонит 6ЖВ и гранулит Д-5 с удельным расходом ВВ - 0,25 кгм[3].
Бурение взрывных скважин на добычных работах предусматривается шнековыми буровыми станками типа СБР-160А, на вскрышных работах - станками шарошечного бурения типа 2СБШ-200.
Для заряжания взрывных скважин предусматривается применение универсальных пневмозарядных машин типа МЗ-3А, для забойки скважин - забоечные агрегаты типа ЗС-1М.
Бурение скважин по углю производится станками СБР-160А-32 , диаметр скважин 160мм. Способ взрывания - детонирующим шнуром.
Уголь можно отнести к легковзрывным породам. Учитывая, что взрывание по углю на разрезе ведется на сотрясение, принимаем qэ= 20гм[3]. Проектируемый удельный расход определяется по формуле:

qп= qэ*квв*кд*кт*кс.з*кс.п*кv= 0,74 кгм[3] , (5.1)

где квв - коэффициент пересчета расхода эталонного ВВ к расходу реального ВВ. Для взрывания принимаем зерногранулит 7921, для которого квв=1;
кд - коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления, принимаем кд=1;
кт - коэффициент учитывающий трещиноватость массива:
кт=1,2lср+0,2
lср - среднее расстоняие между трещинами в массиве, принимаем 0,75, тогда кт=1,2*0,75+02,=1,1;
кс.з - коэффициент, учитывающий сосредоточенность скважинного заряда, принимаем 0,95;
кс.п - коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей, принимаем 4,5;
кv - коэффициент, учитывающий высоту уступа, принимаем 1.
По условию предотвращения возникновения порогов в почве уступа величину линии сопротивления по подошве (Л.С.П.П.) определяю по формуле:

Wод= 53*Кт*d0* *квв= 53*1,1*0,16*((1)(1,3*1))=7,9 (5.2)

где - плотность заряжения при механическом способе, принимаем 1;
- плотность угля, принимаем 1,3
Предельная величина Л.С.П.П. для короткозамедленного взрывания:

Wпр = Wод*(1,6-0,5*m) = 7,9*(1,6-0,5*1,1)=8,3 м , (5.3)

m - коэффициент сближения скважин.
Принимаем окончательно 8,0м.
Проверяем полученное значение по условию безопасного обуривания блока:
Wпр Ну*ctg +3; 8 7 (5.4)

Условие выполняется.
Параметры сетки скважин определяются следующим образом.
Расстояние между скважинами в ряду:

а = m*Wпр = 1,0*8=8,0 м. (5.5)

Расстояние между рядами скважин:

в=1,0* Wпр=8,0 м (5.6)

Окончательно принимаем сетку скважин а = 8,0 м, в = 8,0 м.
Потребный вес скважинного заряда:

Qэ= qп*а*в*Ну= 0,094*8,0*8,0*15=90,24кг (5.7)

Длина, занимаемая зарядом ВВ:

Lвв=Qэ7,85*dcrd[2]* = 90,247,85*1,6[2]=4,5 м, (5.8)

где dскв - диаметр скважины, дм;
- плотность заряжания.
Длину забойки принимаем lз=7,8 м.
Длину перебура устанавливаем в размер 1,5м.
Поскольку взрывание производится на сотрясение, принимаем взрывание рассредоточенным зарядом со следующей конструкции скважинного заряда: забойка 7,8м; 65% заряда располагаем в нижней части скважины (3м), воздушный промежуток принимаем 2м, длина заряда 4,5 м ;перебур1,5м.

Выход угля с одного погонного метра скважины определяется по формуле:

qу= Vз Ln = 960*1,316,5=75,6 м[3]м , (5.9)

где Vз- объем угля, взрываемого одним скважинным зарядом, м[3];

Vз =в*а*Н =8,0*8,0*15=960 м[3],

Н - высота уступа, м.
Объем бурения на 1000 м[3] горной массы (с учетом 10% потерянных скважин) определяется по формуле :

Vбур.=1000qу= 175,6=0,12п.м. (5.10)

Таким образом, для обеспечения годовой добычи разреза в 6,0 млн.т необходимо пробурить:
Qб.год.у.=Агод*qб.у.=6000000*0,12= 72000п.т; (5.11)

скважин диаметром 160мм станками СБР-160-32.
Годовой расход граммонита 7921 составит :

Qвв.год.= Агод*qп=6000000*0,094=564 т. (5.12)

Годовой расход тротиловых шашек для промежуточных инициаторов

Qш.год= QбгодуНу*1,2=7200015*1,2=5,76т .

5.2 Расчёт сетки взрывных скважин для вскрышных работ

Аналогично производим расчет для вскрышных работ. Поскольку для бурения скважин используется станок 2СБШ-200Н, диаметр скважин 200мм. Расход эталонного ВВ принимаем 36кгм[3], тогда

qп= 36*1*2,33*1,04*1*4,5.*1=0,395кгм[3 ] .

Предельно допустимая величина Л.С.П.П. для одного заряда:

Wод.= 53*1,04*0,2 1 2,4 *1=6,1м

Предельно допустимая величина Л.С.П.П. для короткозамедленного взрывания:
Wпр.=Wод.(1,6-0,5m)=6,1(1,6-0,5*0,9 )=7,01 м ,

где m - коэффициент сближения скважинных зарядов.
Принимаем окончательно 7 м.
Проверяем величину Wпр по условию безопасного обуривания блоков:

Wпр Ну*ctg +3; 7,01 6,9

Условие выполняется.
Параметры сетки взрывных скважин:
a=m*Wпр=0,9*7=6,3м;
в=а=6,3 м.

Потребный вес скважинного заряда:

Q7=qn*a*в*Ну=0,395*6,3*6,3*15=235,2 кг .

Параметры скважинного заряда Lвв=235,2(7,85*4*1)=7,4м.
Принимаем длину перебура 1,5м, тогда на забойку приходится:

Lз=lскв-lвв=Ну+lп-lвв, м.

Окончательно принимаем взрывание сосредоточенным зарядом со следующими параметрами конструкции: забойка - 9,1м, заряд ВВ - 7,4м.
Выход породы с одного погонного метра скважины:

qпор=VэL=6,3*6,3*1516,5=36,1м[3] м

Объем бурения на 1000 м[3] горной массы (с учетом 10% потерянных скважин) определяется по формуле :

Vбур.=1qпор.=136,1=0,0277п.м.

Таким образом, для обеспечения годового объема вскрыши необходимо пробурить:

Qб.год.у.=Vгод.*Vбур=12050000*0,027 7=333785 п.м .

Скважины диаметром 214 мм станок 2СБШ-200Н.
Годовой расход граммонита 7921 составляет:

QВвгод=Vгод*qп =120500000*0395= 4759750т .
Годовой расход тротиловых шашек для промежуточных инициаторов
Qш.год= QбгодуНу*1,2=33378516,5*1,2=11,2т .

Определение производительности и потребного количества шнекового бурения (СБР-160Б).
Техническая скорость шнекового бурения может быть определена по формуле:

Vб=7,5*10[-2]*Р0*ППб[2]*dр[2]мч, (5.13)

где Р0 - усилие подачи, кН;
П - частота вращения бурового става, с[-1];
Пб - показатель трудности бурения;
dр - диаметр резца, ... продолжение

Вы можете абсолютно на бесплатной основе полностью просмотреть эту работу через наше приложение.