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 70 градусов;
Угол откоса
вскрышного уступа 60 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.
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
ЭШ 15 / 90А
Като-1500
БелАЗ-540А
ПКБШ-100
2СБШ-250МН
|
|
2
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 60 - ctg 75) + 2 = 9.2 м
где a
- угол откоса вскрышного уступа, a
= 60 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;
Полная
ширина развала пород
Вп
= В0 * Ко + (n – 1) * в =
18 * 0.85 + (4 – 1) * 9.3 = 43 м
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.