3.5 Системы разработки

Высота вскрышного уступа определяется мощностью покрывающих пород.

Высота уступа по пескам определяется мощностью вынимаемого пласта.

Выбор системы разработки зависит от вида используемого оборудования, а для выбора оборудования определяются горно– геологические условия месторождения:

Средняя мощность песков, hп  = 2.72 м;

Средняя мощность торфов, Hт  = 23.54 м;

Ширина заходки Вп  = 40 м;

Годовая производительность карьера А =2050 тыс. м3.

При вскрышных работах используется экскаватор ЭШ 15 /90А.

Для ведения добычных работ принимается экскаватор Като – 1500GV.

Выбор экскаватора Като – 1500GV обосновывается тем, что производительность экскаватора равняется производительности промприбора (208000 м3 = 205000 м3).

Ширина заходки вскрышного уступа определяется параметрами вскрышного экскаватора. Для экскаватора ЭШ 15 / 90А она составляет 40 метров. Ширина

заходки добычного экскаватора Като –1500 определяется по формуле:

Аз = 1.5 * Rч = 1.5 * 5.5 = 8.2 м:

где Rч – радиус черпания на уровне стояния экскаватора Като – 1500,

Rч = 5.5 м;

Угол откоса добычного уступа 80 градусов;

Угол откоса вскрышного уступа 70 градусов;

Угол откоса отвала 37 градусов;

Длина экскаваторного блока определяется длиной взрывного блока;

Скорость продвижения фронта горных работ определяется мощностью вскрышного уступа. С увеличением вскрышного уступа скорость продвижения фронта горных работ снижается.

Подготовку кондиционного пласта песков к выемке осуществляется бульдозерно – рыхлительными агрегатами Т – 500 на разработку всего объема песков, объем которого равен 1142400 м3.

Количество бульдозеров на рыхление

N р.пб = Vп / (Qрб * N) = 1142400 / 210 * 5 = 1 шт.

где Qрб - сезонная норма выработки бульдозера Т-500  на рыхление,             Qрб = 210 тыс.м3  (смотри  пункт 3.1.2) ;

Затраты на рыхления песков в год.

Цр = Vд  * Цт = 205000 * 27.5  = 5637500 рублей;

где Цт – стоимость затрат с1м3 для бульдозера Т-500, Цт = 27.5 рублей (смотри  таблицу 3.1.2.40);

Vд – годовой объем добычи, Vд = 205000 м3

Рыхление мерзлых пород тяжелыми навесными рыхлителями ведут послойно взаимно перпендикулярными проходками на глубину 40 см.


После предварительного рыхления производится погрузка песков в автосамосвалы экскаватором Като –1500.

Количество экскаваторов на погрузку песков

Nэ = Vп / (QЭ * N) = 1142400 / 208 * 5 = 1 шт.

где Qрб - сезонная норма выработки экскаватора Като - 1500, Qэ = 208 тыс.м3  (смотри  пункт 3.1.2) ;

Затраты на погрузку  песков экскаватором в год.

Цд = Vд * Цэ = 205000 * 4.7  = 963500 рублей;

где Цэ – стоимость затрат с1м3 для экскаватора Като - 1500, Цэ = 4.7 рублей

(смотри  таблицу 3.1.2.33).


Погрузка песков экскаватором осуществляется в автосамосвалы

БелАЗ – 540А и транспортируют на обогатительную установку. Среднее расстояние транспортировки составляет 1 км. Разгрузка осуществляется на промплощадке обогатительной установки.

Необходимое количество автосамосвалов на добычу

Nа = Vп  /( Qа * N) = 1142400 / 156600 * 5 = 2 шт.

где Qа  -  сезонная норма выработки автосамосвала , Qа =156600 м3

(смотри  пункт 3.1.2);

Списочный состав автосамосвалов, с учетом машин находящихся в резерве определяется с учетом коэффициента технической готовности.

N = Nа  / Кс = 2 / 0.8 = 3 штуки

где Кс  - коэффициента технической готовности, Кс = (0.75 – 0.8)

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год.

Цт = Vд * Ца = 205000 * 7.9  = 1619500 рублей;

где Ца –затраты транспортирования 1м3 для автосамосвалов БелАЗ – 540А,

Ца = 7.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.16);


После разгрузка автосамосвала на промплощадке обогатительной установки бульдозер Т –170 подает пески в бункер промприбора.

Необходимое количество бульдозеров на подачу песков в бункер промприбора.

Nп = Vп / (Qбт * N) = 1142400 / 180000 * 5 = 1 шт.

где Qбт - сезонная норма выработки бульдозера Т – 170, Qбт = 180 тыс.м3  (смотри  пункт 3.1.2) ;

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год.

Цп = Vд * Цбт = 205000 * 14.9  = 3054500 рублей;

где Цбт – стоимость затрат с1м3 на подачу песков бульдозером Т-170 в бункер промприбора, Цбт = 14.9 рублей (смотри  таблицу 3.1.2.21);


Затраты на обогащения песков промприбором ПКБШ – 100 в год составляет

2013848 рублей (смотри таблицу 3.1.2.6).

Общие затраты на добычу и переработку песков определяется суммированием всех технологических операций связанные с добычей полезного ископаемого.


Таблица 3.5.1 - Общие затраты на добычу и переработку песков в год.

Затраты

Оборудование

Объем, м3

Стоимость, руб.

Рыхление

Т- 500

205000

5637500

Погрузка

Като – 1500GV

205000

963500

Транспортирование

БелАЗ – 540А

205000

1619500

Подача в бункер

Т-170

205000

3054500

Обогащение

ПКБШ - 100

205000

2013848

Всего



13288848



Таблица 3.5.2 - Расчет объемов работ и количества горного оборудования по его видам

Операции технологического цикла


Используемая техника


Объем,

м3


Количество,

шт.


Вскрыша торфов

ЭШ 15 / 90А

10340080

1

складирование

гали

зфелей


ДЭТ- 250

Т-170

1364025

698006

666019


1

1

Механическое рыхление песков

Т-500

1142400

1

Погрузка песков

Като-1500

1142400

1

Подача песков бункер п/п

Т-170

1142400

1

Транспортировка пород

песков

БелАЗ-540А

1142400

3

Промывка песков

ПКБШ-100

1142400

1

Бурения скважин

2СБШ-250МН

10340080

1

Всего

бульдозеров



экскаваторов


автосамосвалов

промприборов

буровых станков


Т-170

ДЭТ- 250

Т - 500

ЭШ 15 / 90А

Като-1500

БелАЗ-540А

ПКБШ-100

2СБШ-250МН



2

1

1

1

1

3

1

1





Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше, объем которого составляет 10340080 м3.

Бурение производится наклонными скважинами, что позволяет перемещать в выработанное пространство значительную часть объема взорванной массы и обеспечивает лучшее и равномерное дробление породы. В качестве ВВ выбирается граммонит 79 / 21, как наиболее дешевый и достаточно эффективный для взрывания пород средней крепости. В качестве замедлителя выбираем РП – 8. Инициирования производится детонирующим шнуром ДШ. 

Объем разового разрушения массива торфов определяется 10-ти суточным запасом взорванных торфов из расчета предупреждений повторной смерзаемости.

Vвзр = 10 * tcм * Qч = 10 * 19.5 * 508 = 99060  м3

где   tcм – продолжительность смены, tcм = 19.5 часов;

Qч – часовая производительность экскаватора ЭШ 15 /90А, Qч = 508 м3;

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин

                _____             ____

d = 125 4√  Vгвзр = 125 4√ 2.1  = 215 мм 

где Vгвзр – годовой объем по вскрыше, Vгвзр = 2.1 млн.м3

При диаметре 215 мм принимаем буровой станок СБШ – 250МН с диаметром долота d = 243 мм. Производительность бурового станка определенны в пункте 3.1.2. 

Определяем длину скважины

lскв = Н / sin b = 24 / sin 75 = 25 м;

где Н – средняя высота уступа, Н = 24 м;

b - угол наклона скважин к горизонту, b = 75 градусов;

Определим диаметр скважины

dс = d * крс = 0.243 * 1.18 = 0.287 м

где крс – коэффициент расширения скважин, крс = 1.18;


Длина забойки

lзаб = (25 – 30) * dс = 25 * 0.287  = 7 м;

Определяем линейную плотность

р = (П / 4) * d2ск * ∆ = (3.14 / 4 ) * 0.2872 * 900 = 58.2  кг / м ;

где ∆- плотность ВВ, ∆= 900 кг / м3;

Определяем линию сопротивления по подошве

         _____________________      __________________________

W = √ р * (lскв - lзаб)  / m * g * Н = √ 58.2 * ( 25 – 7) / ( 1 * 0.5 * 24) = 9.3 м ;

m – коэффициент сближения скважин, m = 1;

g- расчетный удельный расход ВВ, g = 0.5 кг / м3 ;

Допустимая линия сопротивления по подошве

Wдоп = Н * (ctg a - ctg b) + С = 24 * (ctg 70 - ctg 75) + 3 = 7 м

где a - угол откоса вскрышного уступа, a = 70 градусов;

С – безопасное расстояния от верхней бровки уступа до первого ряда скважин, С = 2 м;

По условиям требований безопасного ведения буровзрывных работ Wдоп<W, следовательно условие выполняется.

Расстояния между скважинами и рядами

а = в = W = 9.3м;

Длина заряда

lз = lскв - lзаб = 25 – 7 = 18 м ;

Определяем массу заряда в скважине

Qз = р * lз = 58.2 * 18 = 1048 кг;

Выход горной массы

Qг.м.= (а * в * Н) / lскв = ( 9.3 * 9.3 * 24) / 25  = 83  м3 / м.;

Определяем длину блока

Lбл = Vвзр / [W + в ( n – 1) ] * Н = 99060 / [ 9.3 + 9.3 (4 – 1) ] * 24 = 74 м;

где n – число рядов в блоке, n = 4 шт;

n = А / W = 40 / 9.3 = 4 шт;

где А – ширина заходки, А = 40 м;


Определяем количество скважин в ряду

nр = Lбл / а = 74 / 9.3 = 8 шт;

Общее количество скважин в блоке

Nскв = n * nр = 4 * 8 = 32 шт;

Общий расход ВВ на взрыв

Qобщ  = Qз * Nскв  = 1048 * 32 = 33536 кг;

Интервал замедления

t = Кп * W = 5 * 9.3 = 47 мс;

Принимаем  интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.5.3 – Основные параметры взрывных работ

Параметры

Значения

Высота уступа, м

24

Длина скважины, м

25

Диаметр скважины, м

0.287

Длина забойки, м

7

Линейная плотность, кг / м3

58.2

Линия сопротивления по подошве, м

9.3

Допустимая линия сопротивления по подошве,м

9.2

Удельный расход ВВ, кг / м3

0.5

Расстояние между рядами, м

9.3

Расстояние между скважинами, м

9.3

Длина заряда, м

18

Выход горной массы с 1 м, м3/ м.

83

Масса заряда в скважине, кг

1048

Расход ВВ на взрыв,кг

33536

Длина блока, м

74

Объем рыхления за один взрыв, м3

99060

Способ взрывания

порядное


Параметры развала пород от взрыва, играют немаловажную роль, которая положительно сказывается на производительности экскаватора. Необходимо стремиться к максимально возможному сбросу пород от взрыва в отвал, для этого необходимо выбрать схему взрывания с данными показателями, такой схемой является порядная схема взрывания.     


Высота развала

Нр = (0.8 –1.3) * Н = 0.8 * 24 = 19 м;

Ширина развала от первого ряда скважин

                      _____                    ______   

В0 = Кв * Кb  √ Ко * Н  = 2.5 *1.6  √ 0.85 * 24 = 18 м

где  Кв – коэффициент характеризующий  взрываемость пород (порды средневзрываемые), Кв = 2.5;

Кb - коэффициент учитывающий угол наклона скважин, Кb = 1.6;

Ко – коэффициент дальности отброса взорваной породы, Ко = 0.85;

Расстояния, безопасные по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов рыхления, сейсмически безопасные расстояния и расстояния безопасные по действию ударной воздушной волны определяются согласно требований «Единые правили безопасности при взрывных работах ».

Сейсмически безопасные расстояния

где к1 – коэффициент зависящий от типа зданий, к1=1,5;

кс –коэффициент зависящий от грунта,  кс=7;

λ – коэффициент зависит от показателя действия взрыва, λ=1.

Безопасные расстояния  по действию ударной воздушной волны.  

где Кв – коэффициент зависящий от степени повреждения объекта, Кв=50;

Безопасные расстояния по разлету кусков.

где f – коэффициент крепости, f = 4;

n заб –коэффициент забойки,  nзаб = 1.


Согласно ЕПБ безопасное расстояние округляется до 50, следовательно

Rc = 350 м.: Rн = 1600 м. и Rр = 250 м.

Определяем количество взрывов в году.

Nвз = Vгвзр / Vвзр = 2100000 / 99060 = 21 раз

Расход детонирующего шнура

Lд = Nскв * (lcкв + а + 1.5) = 32 * (25 + 9.3 + 1.5) =1150 м

Общее количество взрывников

где Vгвзр – годовой объем взрывания пород, Vгвзр = 2.1  млн. м3.

Необходимое количество буровых станков

Nст = крез * Vгвзр / Qбрсез * Qг.м. = 1.1 * 2100000 / 130000 * 83 = 1 станок;

где  крез – коэффициент резерва, крез = 1.1

Qбрсез -сезонная норма выработки, Qбрсез = 130000 м;

Стоимость бурения торфов в год.

Таблица 3.5.4 – Стоимость 1 м3 при буровзрывных работах.

Показатели

Кол-во ед.

Стоимость ед.

руб.

Сумма затрат,

руб.

Затраты труда

Взрывники

5

130000

650000

Подсобные рабочие

2

114000

228000

Итого

-

-

878000

Итого по затратам труда с учетом прочих  К = 1.05


-


-


921900

Материалы

Граммонит, кг

704256

32

24700000

Детонирующий шнур и шашки

-

-

4940000

Итого

-

-

29640000

Итого по материалам с учетом прочих К = 1.05


-


-


31122000

Механизмы

Буровой станок, п.м.

25000

28.7

717500

Итого по механизмам с учетом прочих К = 1.05


-


-


753375

Всего стоимость

-

-

31271375

Стоимость 1 м3

-

-

14.9




Размеры, устройство и эксплуатация карьерных дорог.

Основные параметры карьерных дорог приняты по габаритам автосамосвала  БелАЗ – 540 А.

Внутренние автомобильные дороги с расчетным объемом перевозок до 5млн.т.  Расчетная скорость движения для дорог 3 категории принята

20 км/час .

Дороги на поверхности сооружаются двухполосными. Ширина проезжей части двухполосных дорог принята 14 м, ширина обочин – 2 м, поперечный уклон проезжей части при двухскатном поперечном профиле – 300/00 ,наибольший продольный уклон – 600/00 ,

Движение автотранспортных средств по дорогам осуществляется без обгона. Установка дорожных знаков и других технических средств регулирования должна соответствовать требованиям ГОСТа и требованиям правил дорожного движения.

Дороги оборудуются стационарным освещением, яркость поверхности дорог должна быть не ниже 0,5-0,3 кд/м2.  На карьерных дорогах систематически выполняется комплекс работ по защите от снежных заносов в зимнее время и пылеподавлению в теплое время года.

Двухполосные дороги соединяются со вскрышными и добычными уступами временными  технологическими дорогами, которые сооружаются непосредственно на плотике россыпи, на уступах , заездах и т.д.

Дороги со сроком службы до одного года устраиваются без покрытий.

Протяженность дороги, проложенной на поверхности до обогатительной установке  в среднем составляет 1000 м.

Содержание дорог включает в себя следующие технологические операции:

- очистку проезжей части дорог от осыпающихся из кузова кусков породы;

- россыпь высевок с последующей планировкой;

- проведение мероприятий    по борьбе с гололедом  и пылеподавлению.