Разработка Экибастузского каменноугольного бассейна

1

Размещено на http://www.allbest.ru/

СОДЕРЖАНИЕ

Введение

1 Общие сведения о районе и горно-геологическая характеристика месторждения

1.1 Географическое положение и климатические условия района

1.2 Геологическая характеристика бассейна

1.3 Гидрогеологическая характеристика бассейна

1.4 Характеристика горных пород

2. Исходные положения для составления проекта

3. Обоснование главных параметров карьера

3.1 Конечная глубина карьера

3.2 Границы карьера и подсчет запасов

4. Вскрытие месторождения и строительство разреза

4.1 Общие сведения

4.2 Задачи вскрытия

5. Система разработки

5.1 Определение параметров элементов системы отработки

5.1.1 Добычные работы

5.1.2 Вскрышные работы

6.Подготовка горных пород к выемке и погрузке

6.1 Обоснование способа подготовки горных пород к выемке

6.2 Буровзрывные работы на вскрыше

6.3 Буровзрывные работы на добыче

6.4 Выбор способа и расчёт параметров вторичного дробления горных пород

6.5 Техника безопасности при взрывных работах

7. Выемочно-погрузочные работы

7.1 Добычные работы

7.2 Вскрышные работы

7.3 Техника безопасности

8. Карьерный транспорт

8.1 Карьерный транспорт на добыче

8.2 Карьерный транспорт на вскрыше

9. Отвалообразование и рекультивация

9.1 Отвалообразование

9.2 Рекультивация

10. Осушение и водоотлив

10.1 Определение притоков грунтовых, поверхностных и атмосферных вод в карьере

10.2 Выбор способа осушения и водоотлива

10.3 Расчёт и выбор потребного оборудования

10.4 Ограждение карьеров от поверхностных вод

11. Охрана окружающей среды

12. Ремонт горного и транспортного оборудования

13. Электроснабжение карьера

14. Автомаизация производственных процессов

15. Аэрология карьера

16. Охрана труда и техника безопасности

16.1Технологические мероприятия по безопасности работ

16.2 Санитарно-технические мероприятия

16.3Противопожарные мероприятия и план ликвидации пожаров

16.4 План ликвидации аварий

17 Генеральный план

17.1 Проектирование промплощадки

18. Управление горным предприятием

19. Экономическая часть

20. Спец часть

Список использованных источников

ВВЕДЕНИЕ

карьер бассейн горный дробление

Экибастузские разрезы являются самыми крупными, высокомеханизированными и высокорентабельными горными предприятиями с чётко разработанными производственными и социальными программами Казахстана.

Экибастузский каменноугольный бассейн со значительными запасами (12 миллиардов тонн) каменного угля является одним из самых перспективных районов добычи угля открытым способом в Республике Казахстан.

Бассейн имеет огромное значение в обеспечении народного хозяйства дешёвым энергетическим топливом. В принятом в 1977г. постановлении «О создании Экибастузского топливноэнергетического комплекса», были определены меры по ускоренному развитию Экибастузского и освоению Майкубенского бассейнов, строительству в Казахстане крупных ГРЭС, работающих на Экибастузском угле, с передачей части дешёвой энергии в центральные районы СНГ.

Экибастузские угли по своим технологическим свойствам и качеству пригодны для сжигания в основном в пылевидном состоянии на электростанциях и частично на коммунально-бытовые нужды и для слоевого сжигания.

Согласно требованиям ТУ 12.21-086-92 на угли Экибастузского бассейна для пылевидного сжигания, уголь, добываемый разрезами, разделяется на две группы зольности.

Потребителями углей первой группы зольности являются действующие тепловые электростанции Казахстана, Сибири, Урала и Экибастузская ГРЭС-1. Угли второй группы зольности предназначены для строящихся электростанций, оборудование которых предназначено для сжигания высокозольных углей.

Ускоренное развитие добычи Экибастузского угля стало возможным благодаря внедрению новой технологии добычи крепких каменных углей из пластов сложного строения с применением в широких масштабах мощных роторных экскаваторов с повышенным усилием копания, отечественного и зарубежного производства.

На разрезе работают роторные комплексы, тяговые агрегаты, тепловозы и электровозы, буровые станки и другое оборудование.

Применение мощной высокопроизводительной техники и прогрессивных технологий обеспечит высокую концентрацию горных работ и интенсивное наращивание добычи в зависимости от объёмов потребления Экибастузских углей.

1 ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О РАЙОНЕ И ГОРНОГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

1.1 Географическое положение и климатические условия района

Экибастузский каменноугольный бассейн расположен в Павлодарской области Республики Казахстан в 150км. от областного центра г. Павлодар (рис.1.1). Бассейн пересекает Южно-Сибирская железнодорожная магистраль, связывающая его с городами Астана и Павлодар. В непосредственной близости проходят автострада Караганда-Павлодар и канал Иртыш-Караганда - основной источник питьевого и технического водоснабжения района (рис.1.2). В непосредственной близости от бассейна в Северо-западном направлении разместился г. Экибастуз, численность населения которого около 150000 человек.

Территория района представляет собой слабоволнистую, но расчлененную эрозией равнину, на фоне которой выделяются невысокие увалы и гривки высотой 2-5м, связанные с выходом на поверхность кварцитов и известняков.

Район находится в области сухих степей с равнинным рельефом. Относительные превышения отметок поверхности не более 35м. Отметки рельефа в южной части бассейна составляют 200-235м и постепенно уменьшаются к северу до 170-195м.

Климат района резко-континентальный, с частыми засухами и суховеями характерными для антициклонного режима погоды. Резкая континентальность климата проявляется в значительных годовых и суточных колебаниях температуры воздуха, малом количестве атмосферных осадков, суровых зимних и жарких летних температурах. Средняя температура самого жаркого месяца Июля +21.5? и самого холодного Января -18.5? при максимальной +40? и минимальной -43?. Глубина промерзания грунта 2.5-3м. Число дней со снежным покровом достигает 150, толщина снежного покрова на равнине не превышает 20см. Среднегодовое количество осадков составляет 220-236мм. Характерны частые сильные ветры Юго-западного направления. Среднегодовая скорость ветра 4.2м/с, максимальная достигает 20-25м/с.

В пределах бассейна расположено несколько солёных бессточных озёр - Экибастуз, Туз, Карабидаик, Акбидаик и другие.

Территория бассейна относится к промышленно развитой, где в настоящее время действуют разрезы по добыче угля: Богатырь, Северный и Восточный. Действующие разрезы имеют развитую инфраструктуру, мощности которой рассчитаны на обслуживание объёмов добычи до 100000000т/год.

В г. Экибастузе имеются предприятия по обслуживанию населения, пищевой, перерабатывающей и строительной индустрии, действуют завод РГТО, ТЭЦ и ряд монтажных, наладочных и строительных подразделений. Введены в эксплуатацию и действуют Экибастузские ГРЭС 1 и 2.

Угольная отрасль была и остаётся основной градообразующей отраслью г. Экибастуза. Именно угольная отрасль определяла масштабы развития железнодорожного транспорта, связи, пищевой промышленности и службы быта. Энергетическая отрасль, как градообразующая, в городе имеет незначительную роль, так как Экибастузская ГРЭС-2 имеет свой посёлок городского типа, примыкающий непосредственно к её промплощадке.

1.2 Геологическая характеристика бассейна

Экибастузский каменноугольный бассейн открыт в 1876 г., планомерное изучение с 1940 г., промышленное освоение с 1948 г. В тектоническом отношении бассейн представляет собой ассиметричную грабен-брахисинклинальную мульду (рис1.3) (ограниченную с Севера и Юго-запада крупными разломами), угленосная часть, которой вытянута с Северо-запада на Юго-восток на 12км при максимальной ширине 6км. Бассейн разбит, по данным геологических отчётов, на 12 разведочных участков, на которых действуют 3 угольных разреза. Угленосные Карагандинская и Надкарагандинская свиты мощностью соответственно до 600 и 390м, содержит 11 и 9 угольных пластов. Промышленное значение имеют 3 верхних угольных пласта, образующих сложно построенный сверхмощный угольный комплекс, запасы остальных пластов отнесены к резервным.

С Северо-востока мульда ограничена крупным сбросом с амплитудой более 400м. Южно-восточные (участки 5,6,7) части мульды имеют спокойное, пологое залегание пластов

Максимальная глубина погружения кровли пласта 1 не превышает 550м, почва нижнего пласта 4-760м от поверхности.Основными промышленными пластами являются пласты 1, 2, 3 разделённые междупластовыми породами мощностью 0.3-13м.

Пласт 4 имеет небольшую мощность (в среднем 17.6м), большую среднюю зольность 49.3% и отделяется от пласта 3 породным комплексом мощностью до 135м, представленным алевролитами и песчаниками.

Пласт 3 является самым мощным. Его средняя мощность составляет 92.4м. Пласт имеет очень сложное строение. Он включает большое количество (140-160) светлых песчано-глинистых (каолинитовых) пород мощностью 1-6см, реже 5-10см, что составляет около 40%. Нижняя часть пласта представлена углистыми породами и углём, мощность угольных пачек 0.1-1.5м.

Пласт 2 отделяется от пласта 3 углистыми вставками. Средняя рабочая мощность его составляет 42.3м. Строение пласта сложное. Характерно частое переслаивание угольных пачек (0.2-2м), со светлыми породными прослоями каолинового состава (1-5см). Породные прослойки составляют 10.5%.

Пласт 1 является самым верхним рабочим пластом (отделяется от пласта 2 углистыми прослойками). Его рабочая мощность составляет 12.5-18.5м. Строение пласта сложное. Он состоит из 30-50 угольных пачек мощностью 0.1-1м, разделенных светлыми породными прослоями мощностью 1-5см. В кровле пласта залегают углисто-битуминозные аргиллиты.

Породы внутренней вскрыши, в состав которых входят углистые аргиллиты и некондиционные по мощности или зольности угли, характеризуются сложным и частым переслаиванием. На долю пород, заключенных в рабочей части пласта, в среднем по бассейну приходится 46% его мощности.

Вмещающие породы представлены со стороны кровли пласта 1 аргиллитами, алевролитами и песчаниками, со стороны почвы пласта 3 углистыми породами, алевролитами и песчаниками. Прочность пород возрастает на глубине 50-70м. Максимального значения прочность песчаников и алевролитов достигает на глубине 200-250м, аргиллитов - на глубине 100-150м. Вмещающие породы характеризуются средней крепостью f=4-8 и при разработке требуют применения буровзрывных работ.

На поле разреза «Богатырь» в районе участка 5, ограниченном разведочными линиями 79 и 31 и выходами пластов, расположена синклинальная складка с глубиной залегания по почве пласта 3 от 300 до 340м максимальная мощность пластов 1, 2, 3 здесь достигает 180м.

1.3 Гидрогеологическая характеристика бассейна

Основными водосодержащими породами являются угли и углистые аргиллиты. Алевролиты и аргиллиты обводнены значительно слабее. Водопроницаемость этих пород уменьшается от кровли пласта 1 к почве пласта 3. Коэффициент фильтрации на глубине 50м для пластов 1, 2, 3 составляет 7.3*10-5; 5*10-5; 2.9*10-5м/с соответственно. В целом для пород угленосной толщи дебит по скважинам колеблется от 0.1 до 0.4л/с при коэффициенте фильтрации (0.1-0.9)* 10-5м/с. Общая жёсткость воды изменяется от 35 до 70 мг.экв/л.

Среди водосодержащих пород, слагающих крылья мульды, наиболее водообильными являются кремнистые известняки. Основную роль в обводнении угольных разрезов в Экибастузском бассейне играют подземные воды угольных пластов и вмещающих их пород. Они образуют множество микро горизонтов, характеризующихся неравномерной водоносностью и затруднённой гидравлической взаимосвязью.

При осушении разрезов Экибастузского бассейна максимальный эффект достигается путём использования подземных дренажных выработок и системы восстающих скважин и сквозных фильтров. При этом восстающие скважины и сквозные фильтры являются основными дренажными устройствами, а подземные выработки - водосборными коллекторами. Такая система осушения обеспечивает понижение уровня подземных вод на 5-6м/год

1.4 Характеристика горных пород

Покрывающие породы (мощностью 0.5-10м), представлены четвертичными супесями и суглинками, а также палеогеновыми тонкозернистыми кварцевыми песками, доступны экскавации без рыхления. Вмещающие породы представлены песчаниками, алевролитами, аргиллитами, а породы внутренней вскрыши - слабоуглистыми и углистыми аргиллитами.

Изменение прочности пород с ростом глубины наблюдается почти во всех литологических разностях. Угли и вмещающие их породы характеризуются высокой крепостью, плотностью и при разработке требуют предварительногорыхления буровзрывным способом. Прочность пород достигает максимального значения при глубине 200м и более.

Коэффициент крепости угля и углистых пород по шкале профессора М. М. Протодьяконова составляет f=1.5-3, разделяющих угольные пачки породных прослоев f=2-8, в отдельных случаях до 11.

Угли бассейна каменные, сильно минерализованые. По степени метаморфизма угли относятся к газовым, жирным и коксовым (пачка 1А). Марка угля КСН (коксовые, слабо-низкометаморфизированные).

Средняя зольность угольных пачек изменяется по пластам 1, 2, 3 от 31.9 до 47.1%. Среднее значение рабочей влаги до горизонта 0м составляет 5-5.4% от горизонта 0м до горизонта -200 - 3.8-4.4%.

Угли малосернистые (0.47-0.52%), выход летучих веществ колеблется в пределах 25.6-27.6%, содержание фосфора составляет 0.08-0.087%.

По содержанию свободного кремнезёма породы и уголь пластов 1, 2, 3 являются селикозоопасными, угольная пыль является взрывоопасной.

Бета-радиоактивность углей и пород соответствует средним (фоновым) значениям уровня радиоактивности и составляет для пород 488-522Бк/кг, а для углей 75-239Бк/кг. Внешнее облучение от радиоактивности углей и пород не представляет опасности для здоровья трудящихся разрезов и населения Экибастузского района.

2 ИСХОДНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ ДЛЯ СОСТАВЛЕНИЯ ПРОЕКТА

Поле участка №6 характеризуется пологим залеганием пластов. Разрабатываются три сближённых пласта 1, 2, 3, средней суммарной мощностью 157м. Общая протяжённость карьерного поля составляет 3000м.

Технология добычи угля поточная, вскрышных работ-цикличная. Отработка пластов ведётся с раздельной выемкой угля и внутрипластовой вскрыши. Добычные работы ведутся с применением роторных экскаваторов типа ЭР-1250Д. Вскрышные работы и отвалообразование производятся производятся карьерными экскаваторами-прямая лопата типа ЭКГ-12.5 и ЭКГ-6.3У, и драглайнами типа ЭШ-13.50.

Погрузка угля производится на конвейер.

Для передвижки конвейерных ставов принят турнодозер на базе трактора ДЭТ-250. Для зачистки конвейеровподборщик просыпей на базе гусеничного гидравлического экскаватора

Э-5015А, у которого вместо рабочего оборудования устанавливают навесное.

Породы внешней вскрыши и внутрипластовая вскрыша (селекция) вывозятся на внешний отвал. В качестве подвижного состава применяются тяговые ПЭ-2М с моторными думпкарами сцепным весом 368т и думпкары 2ВС-105.

На вспомогательных работах на добыче, вскрыше и отвале приняты бульдозеры типа Т-330 и ДЭТ-250.

Для рыхления пород вскрыши и угля осуществляется комплекс буровзрывных работ. Бурение скважин выполняется станками шарошечного и шнекового бурения типа СБР - 160 и

3СБШ-200-60.

Заряжание взрывных скважин производится с помощью зарядных машин ЗМ-3, забойка скважин производтся забоечным агрегатом С-3. Доставка ВВ автомашинами со складов осуществляется спецавтотранспортом.

Взрывание производится буровзрывным способом с применением КЗДШ в комплексе с системой СИНВ-С. Дробление негабаритов выполняется шпуровыми и накладными зарядами.

Режим работы разреза принят:

-для основных звеньев технологической цепи разреза, связанных с выемкой, транспортированием угля, вскрышей и отвалообразованием круглогодичный 365 дней.

К основным звеньям отнесены экскаваторные работы, транспортирование угля и пород вскрыши;

-для работ на тех комплексе (погрузке угля)365 дней;

-на процессах, не связанных, с основной технологией добычи угля (служба связи и профилактических работ, маркшейдерская служба и другие) 260 дней;

-на процессах, носящих временный характер, приняты различные режимы работ.

На основных процессах связанных с добычей, вскрышей, транспортировкой горной массы, отвалообразованием, усреднением угля, отгрузкой, принято 2 рабочих смены в сутки по 12 часов, для остальных работников, а также служащих принят 8 часовой рабочий день, 21 выход в месяц.

3. ОБОСНОВАНИЕ ГЛАВНЫХ ПАРАМЕТРОВ КАРЬЕРА

3.1 Конечная глубина карьера

Конечная глубина карьера определяется аналитическим методом по формуле А. И. Арсентьева.

Нк=(2*Кг/*(М-m)-m)/(ctgл+ctgв),м (3.1)

где Кг граничный коэффициент вскрыши, м3/ м3, Кг=7;

коэффициент неравномерности вскрышных работ (наибольшего за период отработки карьера эксплуатационного коэффициента вскрыши к его среднему значению), =1.4;

М мощность залежи, м, М=170м;

m мощность прослойков породы, м, m=30м;

л,вугол наклона нерабочих бортов карьера соответственно по лежачему и висячему боку,град., л=17, в=36.

Нк=(2*7/1.4*(170-30)-30)/(ctg 17+ctg 36)=

=1400/(3.2708+1.3764)=301м.

Принимаем конечную глубину карьера равную Нк=300м.

3.2 Границы карьера и подсчёт запасов

Определение поэтапных объёмов угля и вскрыши производится в ходе горно-геометрического анализа на поперечном геологическом сечении. Используем наиболее простой - линейный метод горно-геометрического анализа по В. С. Хохрякову.

Для этого используем геологический разрез (рис.3.1). На него наносим горизонт конечной глубины разреза Нк=300м и принимаем линию направления углубки по почве пласта три. Принимаем угол со стороны лежачего борта равным углу падения залежи. Из точки пересечения линии лежачего борта с линией горизонта конечной глубины карьера проводим линию нерабочего борта карьера под углом 36 до пересечения её с дневной поверхностью. Угол наклона рабочего борта принимаем равным 13.

Развитие горных работ характеризуется линией направления развития горных работ проходящей по почве пласта 3 и линиями рабочих бортов карьера со стороны лежачего бока, которые проводятся на каждом горизонте под углом 13. Глубину анализируемого этапа принимаем равной 20м.

Площади горной массы, вскрыши и полезного ископаемого для каждого этапа определяются, как площади соответствующих трапеций.

Sтр=lсл*hсл,м2. (3.2)

где lсл средняя линия трапеции (длина), м;

hсл высота слоя (толщина), м.

Средние линии трапеций и высота слоя определяются измерением на чертеже

Объёмы вскрыши и полезного ископаемого в слое определяются из выражения

V=Sтр*L, м3. (3.3)

где Sтр площадь соответствующих трапеций, м2;

L-длина слоя по простиранию, равна длине карьерного поля, м

Результаты расчёта поэтапных объёмов угля и вскрыши сводим в таблицу 3.1 по каждому горизонту и нарастающим итогам.

Таблица 3.1 Расчёт объёмов угля и вскрыши

Горизонт этапов отработки	Длина слоя по прости-ранию, L.	Объём слоя	Объёмы нарастающим итогом
		Вскрыша тыс. м3.	Уголь, тыс. м3.	Вскрыша всего, тыс. м3.	Уголь всего, тыс. м3.
180 160 140 120 100 80 60 40 20 0 -20 -40 -60 -80 -100	2935 2875 2810 2760 2700 2650 2600 2550 2485 2425 2380 2315 2275 2225 2175	3581 6900 5844 5023 5184 12614 19448 33292 36330 41031 33415 17594 - - -	- 4312 10228 14352 17236 27475 32708 32425 32856 34047 32901 34836 37173 21627 9570	3581 10481 16325 21348 26532 39146 58594 91886 128216 169247 202662 220256 220256 220256 220256	- 4312 14540 28892 46128 73603 106311 138736 171592 205639 238540 273376 310549 332176 341746

По данным таблицы 3.1 стрим график режима горных работ: Vв =ѓ(H); Vу =ѓ(H).

Промышленные запасы угля Z в границах карьерного поля определяем из выражения

Z=Vу**(1-k),тыс.т, (3.4)

где Vу суммарный объём угля в границах карьерного поля по результатам горно-геометрического анализа, тыс. м3, V=341746 тыс. м;

плотность угля, т/ м3, =1.6;

k коэффициент внутренней вскрыши, k=0.15.

Z=341746*1.6*(1-0.15)=464774 тыс.т.

Средний промышленный коэффициент вскрыши определяем из выражения

Ксп=Vв/Vу (3.5)

где Vв суммарный объём вскрыши в границах карьерного поля по результатам горно-геометрического анализа, тыс. м3, Vв=220256;

Vу суммарный объём угля в границах карьерного поля по результатам горно-геометрического анализа, тыс.м3, Vу=464774.

Ксп=220256/464774=0.664

Определяем производственную мощность разреза по углю по формуле

Ар=Z/T,т/год. (3.6)

где Z промышленные запасы угля в границах карьерного поля, тыс.т, Z=464774 тыс.т.

Тнормативный срок службы карьера, лет, Принимаем Т=35лет.

Ар=464774/35=13279 т/год.

Принимаем Ар=14000 т/год.

Пусковую производительность резреза по углю перинимаем 50%.

При принятом Т=35 лет среднегодовой темп углубки разреза составит 300/35= 8 м/ год.

Режим работы разреза принимаем:

-для основных звеньев технологической цепи разреза, связанных с выемкой, транспортированием угля, вскрышей и отвалообразованием круглогодичный 365 дней.

Трансформация графика режима горных работ в календарный производится для определения производительности карьера по вскрыше.

Для этого по принятой производительности Ар по полезному ископаемому определяется срок отработки i-го слоя с запасами Qi- полезного ископаемого.

 ti=Qi/Aр, лет (3.7)

Исходя из срока отработки слоя и объёма Vi вскрыши в нём

определяем годовую производительность карьера по вскрыше в течение срока отработки слоя.

Пв=Vi/ti, тыс. м3. (3.8)

Результаты расчётов выражаем в виде таблицы 3.2

Таблица 3.2 Расчет требуемой производительности разреза по вскрыше

Горизонт	Запасы полезного ископаемо го в слое, тыс.т.	Длительность разработки слоя, лет.	Объём вскрыши в слое, тыс. м3.	Требуемая производительность по вскрыше, тыс. м3/год.
140 120 100 80 60 40 20 0 -20 -40 -60 -80 -100	16364 22963 27577 43960 52332 51880 52569 54475 52641 55737 59476 41091 15312	1.17 1.64 2 3.1 3.7 3.7 3.7 3.9 3.7 4 4.2 2.9 1.1	5844 5023 5184 12614 19448 33292 36330 41031 33415 17594 - - -	4994 3062 2592 4069 5256 8997 9818 10520 9031 4398 - - -

На основании данных таблицы 3.2 строится календарный график вскрышных работ

Ступенчатое календарное распределение вскрыши крайне неблагоприятно для эксплуатации, оно требует частого ввода в эксплуатацию новых мощностей по вскрыше, их вывода, а такжезавышенное количество вскрышного оборудования. Выравнивание режима вскрышных работ достигается снижением пиковых объёмоввскрыши и переносом их на более поздние сроки.

Таблица 3.3 Календарный план горных работ

Год эксплуата- ции	Годовой объём добычи угля, тыс.т.	Годовой объём вскрыши тыс. м3.	Эксплуатацион-ный коэффициент вскрыши, м3/т.	Среднесуточная добыча угля, тыс.т.	Среднесуточная вскрыша тыс. м3.
1 2 3 4 5	7000 12000 12000 12000 12000	3000 3000 4000 4000 4000	0.35 0.17 0.28 0.28 0.37	19.17 38 38 38 38	6.8 6.8 10.9 10.9 14.5

4 ВСКРЫТИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ И СТРОИТЕЛЬСТВО РАЗРЕЗА

4.1 Общие сведения

Поле проектируемого разреза протяжённостью 3км расположенно в пределах разведочного участка N6. Оно характеризуется залеганием пластов с плавным выполаживанием их при углублении. Принимаем отработку добычных уступов от почвы пласта 3 к кровле пласта 1 горизонтальными слоями (уступами высотой 15м).

Вскрытие месторождения проведение горных выработок, открывающих доступ с поверхности к залежам полезного ископаемого в недрах.

Вскрытие месторождения осуществляем с помощью наклонных капитальных траншей и разрезных траншей (горизонтальных). Траншей используются для вскрытия месторождения в равнинной местности. В зависимости от расположения вскрывающей выработки относительно контура карьерного поля, числа обслуживаемых горизонтов, назначения и стационарности вскрытие производят капитальными траншеями внешнего или внутреннего заложения, отдельными, групповыми или общими, одинарными или парными, стационарными или скользящими. Вскрытие месторождения отдельными траншеями, когда каждый уступ вскрывается независимо, на горизонтальных или пологих залежах полезного ископаемого. Такое вскрытие упрощает транспортные подступы, рассредоточивает грузопотоки и способствует уменьшению расходов на транспортирование горных пород. Недостаток этого способа значительный объём горно-капитальных работ.

К стационарным относят траншеи, располагаемые за контуром или на нерабочем борту карьера.

Разрезные траншеи при вскрытии месторождения проводятся с целью подготовки горизонта к эксплуатации. На пологих и пластообразных залежах их располагают со стороны лежачего бока залежи у границ выхода пласта под наносы.

При значительной длине карьерного поля для транспортирования полезного ископаемого осуществляют центральное заложение капитальной траншей, для вскрышных пород фланговое.

4.2 Задачи вскрытия

Задачей вскрытия является обеспечение транспортной связью горизонтов карьера с пунктами доставки, полезного ископаемого с промплощадкой и отвалом пустых пород.

Главными факторами, влияющими на выбор способа вскрытия месторождения являются условия залегания полезного ископаемого (угол падения,глубина залегания, рельеф местности, вид транспорта на вскрышных и добычных работах).

Вскрытие месторождения должно удовлетворять следующим требованиям:

рассредоточение угольных и породных грузопотоков;

обеспечение постоянного долевого участия в разработке пластов 1, 2 и 3;

-минимальная длина транспортирования.

При вскрытии учитываем следующие факторы:

принимаем на добычных и вскрышных работах железнодорожный транспорт с электротягой. Принимаем электровозы ПЭ2М, думпкары 2ВС105;

на вскрышных работах принимаем карьерные экскаваторы ЭКГ12.5, на добычных работах принимаем роторные экскаваторы ЭР1250Д;

на нарезке траншей принимаем: породных ЭКГ6.3У, по углю роторный экскаватор с межуступным перегружателем;

расположение породного отвала за пределами контура карьера;

учитываем рельеф местности;

направление отработки угольных пластов от почвы к кровле, то есть разрезную траншею по углю закладываем по почве пласта 3.

Для вскрытия угольной залежи предусматриваем две капитальные траншеи породную и угольную.

Капитальная породная траншея принята на 2 железнодорожных пути с уклоном 40‰.

Угол откоса траншеи зависит от срока службы и физико-механических свойств горных пород, согласно этим свойствам угол откоса бортов капитальной траншеи 40є, что гарантирует устойчивость бортов траншеи.

Глубина примыкания траншеи к рабочим горизонтам 15м. Ширина нижнего основания капитальной траншеи складывается из следующих данных:

а-расстояние между соседними путями, м, а=5.3м;

в-расстояние от оси пути до контактных опор, м, в=3.5м;

с-расстояние от контактных опор до сточной канавки, м, с= 2м;

h- ширина сточной канавки, м, h=1.5м.

Следовательно, при двух путном движении согласно правилам ПТЭ и ПТБ- минимальная ширина нижнего основания капитальной траншеи составит 20м в связи с расположением кабелей СЦБ и связи, транспортной бермы принимаем ширину нижнего основания капитальной траншеи 25м.

Проектом придусматривается проведение траншеи экскаватором ЭКГ-6.3У с верхнеи погрузкои в железнодорожный транспорт. При такой схеме погрузки возможная глубина траншеи определяется

Hт? Hр.max-hт-hз, м (4.1)

где Hр.max - максимальная высота разгрузки экскаватора, м, Hр.max=25м;

hз- безопасный зазор, м, hз=0.5м;

hт- высота транспортируемого сосуда, м, hт=3.24м.

Hт=25-3.24-0.5=21.26м.

Теоретическая длина трасы капитальной траншеи определяется глубиной её заложения, величиной уклона и выражается по формуле

L=Hт/iр,м. (4.2)

где Hт-глубина заложения трасы до горизонта +180, м, Hт=15м;

iр - величина рабочего уклона для железнодорожного транспорта, ‰, iр=40‰;

Hт-глубина заложения трасы до горизонта +165, м, Hт=30м .

L=15/0.04=375м.

L=30/0.04=750м.

При проходке траншеи до горизонта +180 ширина нижнего основания капитальной траншеи составит 25м, а при углублении до горизонта +165м -35м.

Объём капитальной траншеи до горизонта +180м определяем по формуле

Vт=(h^2/iр)*(в/2+h/3tga), м3. (4.3)

где h- высота слоя, м, h=15м, h=30м;

iр - величина рабочего уклона, , ‰, iр=40‰;

в - ширина траншеи по низу, м, в=25м, в=35м;

а - угол устойчивого откоса уступа, град., а=80є.

Vт=(15^2/0.04)*(25/2+15/3tg80)=75272 м3.

Объём капитальной траншеи до горизонта +165м

УVт=(30^2/0.04)*(35/2+30/3tg80)=433425 м3.

Vт= УVт- Vт/2=433425-75272/2=395789, м3. (4.4)

Время за которое будет пройдена траншея

t=Vт/(Qэкс.г*k), лет. (4.5)

где Vт -объём капитальной траншеи, м3.

Qэкс.г -годовая производительность экскаватора ЭКГ-6.3У, Qэкс.г =1850000 м3/год;

k-коэффициент проходки траншеи, k=0.4.

t=75272/(1850000*0.4)=0.1года.

t=395789/(1850000*0.4)=0.5года.

Длина съезда с уступа на уступ

Lс=(h/iр)+lвк . (4.6)

где lвк-длина вертикальной переходной кривой.

lвк=Rвк*iр,м. (4.7)

где Rвк-длина вертикальной кривой, м, Rвк=2000м.

lвк=2000*0.04=80м.

Lс=(15/0.04)+80=455м.

Таблица 4.1 Параметры капитальной траншеи

Наименование	Горизонт +180	Горизонт +165
Глубина заложения, м Величина уклона, ‰ Ширина траншеи понизу, м Длина капитальной траншеи, м Время на проходку капитальной траншеи, лет Длина съезда с уступа на уступ, м Оборудование для проходки	15 40 25 375 0.1 - ЭКГ-6.3У	30 40 35 750 0.5 455 ЭКГ-6.3У

Строительство и развитие горных работ при вскрытии карьерного поля

В начале с дневной поверхности до кровли пласта проводим наклонную капитальную траншею (см формулы (4.4),(4.5)), располагающуюся в восточной части карьерного поля (глубина примыкания 15м).

Затем экскаватором ЭКГ-6.3У проводим горизонтальную разрезную траншею, дно которой располагается на кровле пласта, объем вынимаемой горной массы определен горно-геометрическим анализом (см таблицу 4.5)

Далее один борт разрезной траншеи (северный ) разносим, экскаватором ЭКГ-12.5 , освобождая при этом рабочую площадку, ширина которой обеспечит: размещение оборудования, возможность проведения разрезной траншеи по залежи и подготовку к выемке достаточного объёма запасов полезного ископаемого.

Потом углубляем капитальную траншею, которая опускается на почву залежи (глубина примыкания 30м). Нарезка одной траншеи по залежи должна быть отработана экскаватором ЭКГ-6.3У с попутной добычей угля и (верхней) погрузкой его в железнодорожный транспорт.

В результате этих работ создаётся достаточный фронт вскрышных и добычных работ, что позволяет сдать карьер в эксплуатацию.

Период строительства разреза принимаем 2 года.

Для проходки капитальной и разрезной траншеи принимаем соответствующее горное оборудование - карьерный экскаватор типа ЭКГ-6.3У, который в последствии будет использован для нарезки новых вскрышных горизонтов. Транспорт с помощью которого будет вскрыта траншея принимаем железнодорожный

Таблица 4.2Расчет объемов горнокапитальных работ

Наименование горнокапитальной выроботки.	Обьем, м3	Тип экскаватора	Qгод.экскаватора, м3	Срок строительства, лет.
Капитальная траншея. Разрезная траншея. Пионерная траншея. Нарезка нового горизонта. Разноска бортов.	395789 400625 75272 1320750 2317344	ЭКГ-6.3У ЭКГ-6.3У ЭКГ-6.3У ЭКГ-6.3У ЭКГ-12.5	1830000 1830000 1830000 1830000 4000000	0.2 0.2 0.04 0.7 0.6

5. СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ

Под системой разработки месторождения понимают определённый порядок ведения горно-капитальных, вскрышных и добычных работ. При этом неотъемлемым условием применения той или иной системы является требование обеспечения безопасности, производительной и полной выемки кондиционных запасов полезного ископаемого с соблюдением мер по охране окружающей среды.

Выполнение перечисленных требований к открытой разработке месторождений в условиях значительного их разнообразия и наличия большого числа типов горного и транспортного оборудования послужило созданию ряда характерных технологических вариантов ведения открытых горных работ.

Выбор системы разработки зависит от горно-геолгических условий.

Принимаем углубочную продольную одно-бортовую систему разработки по почве пласта 3.

Углубочная система является наиболее сложной и представляет собой универсальный случай технологии открытых горных работ. Эту систему применяют в тех случаях, когда отвалы вскрышных пород нельзя расположить внутри карьера. Последнее имеет место при разработке крутых и наклонных, а также особо мощных штокообразных месторождений. В этих условиях горные работы в процессе выемки вскрышных и добычных уступов развиваются не только в плане но и в глубину, и дно карьера, пригодное для размещения внутренних отвалов, обнажается лишь к моменту отработки всего месторождения.

В общем случае в зависимости от крепости полезного ископаемого и вскрышных пород структуру комплексной механизации углубочных систем разработки определяют экскаваторно или выемочно-транспортно-отвальные комплексы вскрышных работ и экскаваторно-транспортно-разгрузочные или выемочно-транспортно-разгрузочные комплексы добычных работ. Практически возможны любые сочетания комплексов оборудования вскрышных и добычных работ карьера.

Однако наиболее характерными для углубочных систем разработки являются экскаваторно- транспортно-отвальные комплексы с применением механических лопат в сочетании со средствами железнодорожного транспорта.

Способ вскрытия предопределяет вывозку вскрышных пород во внешний отвал.

В связи с интенсивным развитием добычи угля, необходимости селективной выемке, рационально применение роторных экскаваторов. Применяем на проектируемом разрезе экскаватор с повышенным усилием копания ЭР-1250Д(Таблица 5.1).

На вскрышных работах применяем одноковшовые экскаваторы ЭКГ-12.5, ЭКГ-6.3У.

Учитывая физико-механические свойства угля (крепость 3-4), для бурения применяем станки шнекового бурения СБР-160. На вскрышных уступах (крепостью до 8) для бурения скважин применяем станки шарошечного бурения СБШ-200-60.

Вид транспорта в структурах комплексной механизации углубочных систем разработки является важнейшим её технологическим элементом, от которого зависит характер связи горизонтов разработки карьера с его поверхностью и в соответствии с горно-геологическими условиями, он определяет способы вскрытия и соответствующие варианты систем разработки.

Таблица 5.1 Характеристика параметров роторного экскаватора ЭР-1250Д

Наименование	Параметры
Теоретическая производительность по разрыхленной горной массе, м^3/час Длина стрелы ротора, м Максимальный радиус копания, м Высота разгрузки, м Радиус разгрузки, м Тип рабочего органа, м Диаметр ротора, м Ёмкость, л Число ковшей Число ссыпок в минуту Ширина ленты конвейеров, мм Скорость ленты роторной стрелы, м/с Скорость ленты отвальной стрелы, м/с Подводимое напряжение, В Габариты, м: Длина Ширина Высота Вес экскаватора, т	1000 20 24.5 6.5 22 гравитаци-ый 6.5 270 9 76.5 1200 4.32 4.45 6000 48.5 16 22.5 700

Для транспортировки угля и вскрыши применяем железнодорожный транспорт с тяговыми агрегатами ПЭ-2М, с думпкарами 2ВС-105.

На проектируемом карьере применяем двухуступную конструкцию фронта добычных работ с разбивкой его по простиранию на два экскаваторных блока длинной 1500

5.1 Определение параметров элементов системы отработки

5.1.1 Добычные работы

Высота уступа зависит от параметров роторного экскаватора ЭР-1250Д.

Hу=Lс*sinрв-0.5*Dр+c+h,м. (5.2)

где Lсдлина стрелы, м, Lс=20м;

рвугол подъёма стрелы экскаватора, град., рв=18;

свысота закрепления опорного шарнира стрелы, м, с=8м;

h высота отрабатываемого слоя равна 2/3 диаметра ротора, м, h=2*6.5/3=4.3м;

Dрдиаметр ротора, м, Dр=6.5м.

Hу=20*sin 18-0.5*6.5+8+4.3=15.3м.

Ширина экскаваторной заходки

Азах=(Lс*cos рв+а)*sin b+(Lс*cos рn+а)*sin n-(Hу-h)*ctg a, м.(5.3)

где арасстояние от опорного шарнира роторной стрелы до оси

вращения экскаватора, м, а=3м;

bугол поворота роторной стрелы в сторону уступа при отработке верхнего слоя, град., b=90;

n угол поворота роторной стрелы в сторону выработанного пространства при отработке нижнего слоя, град., n=45;

рв, рn углы соответственно подъёма и наклона стрелы, град., рв=18, рn=15;

а-угол откоса уступа,град., принимаем согласно ПТЭ, а=80?.

Азах=(20*cos 18+3)*sin90+(20*cos15+3)*sin45-(15-4.3)*ctg80=36м.

С учётом того, что взрыванеи угля производится на “встряхивание”, то ширина заходки с учётом БВР равна ширине экскаваторной заходки-36м.

Ширина рабочей площадки находится с учётом размещения на ней роторного экскаватора и железнодорожного транспорта

Шрп=Азах+С1+С2+П+Z,м (5.4)

где С1расстояние от нижней бровки уступа до оси ж/д пути, м С1=12м;

С2полоса для размещения ЛЭП, м, С2=5м;

Пполоса для размещения дополнительного оборудования, П=6м;

Азахширина заходки, м, Азах=36м;

Zширина призмы возможного обрушения, м, Z=6м.

Шрп=36+12+5+6+6+36=100м.

Действительный фронт работ который приходится на один экскаватор принимается равным 1500м.

Определяем фактическую скорость горизонтального продвигания фронта горных работ по формуле

=Qэ/(Lф*Hу)м/год. (5.5)

где Qэ эксплуатационная производительность экскаватора ЭР1250Д, м3/год, Qэ=2187500 м^3/год;

Lфдействительная длина фронта работ, м, Lф=1500;

Hувысота уступа, м, Hу=15м.

=2187500/(1500*15)=97м/год.

Определяем фактическую скорость углубки разреза по формуле

У г=Hк/Tлет м/год. (5.6)

Уг=300/35=9 м/год.

Зависимость между горизонтальным продвиганием и углубки разреза определяем из выражения

Уг?/(ctg+ctga) (5.7)

9?97/5.7=17.1

9?17.1

Условия Уг? выполняются, значит скорость горизонтального продвигания обеспечивает заданную углубку разреза.

5.1.2 Вскрышные работы

Высота уступа согласно правилам безопасности ведения горных работ, не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора ЭКГ - 12.5, то есть Hу?Hч.

Принимаем проектом высоту уступа на вскрышных работах равную 15м.

Ширина заходки по целику равна.

Азах=(1.5-1.7)*Rч,м. (5.8)

где Rч - радиус черпания экскаватора Rч=14.8м.

Азах=1.7* 14.8=26м.

Ширина рабочей площадки

Шр.п.=Азах+С1+Т+О+Z+Шр,м (5.9)

где Азах -ширина заходки экскаватора, м;

С1- расстояние от нижней бровки уступа развала до оси пути, м С1=6м;

Т- ширина транспортной полосы, м, Т=7м;

Z - ширина призмы возможного обрушения, м, Z=6м;

О- расстояние для размещения дополнительного оборудования, м, О=10м;

Шр- ширина резерва, м Шр= Азах.

Шр.п =26+6 +7+6+10+25.16=75.82 м.

Принимаем Шр.п = 76 м.

6. ПОДГОТОВКА ГОРНЫХ ПОРОД К ВЫЕМКЕ И ПОГРУЗКЕ

6.1 Обоснование способа подготовки горных пород к выемке

Различают два способа подготовки горных пород к выемке и погрузке: подготовка горных пород взрывом и рыхление горных пород.

При выборе способа подготовки горных пород к выемке учитываем геологические характеристики, физические свойства горных пород.

Учитывая высокую крепость, кусковатость и трещиноватость угля и вскрышных пород, принимаем подготовку горных пород взрывом который должен обеспечивать необходимую степень дробления горных пород.

По угольным и породным массивам ведутся взрывные работы на: встряхивание - по забоям роторных экскаваторов, обеспечивающее ослабление массива без нарушения структуры забоя с целью селективной отработки забоя, измельчение - забоем одноковшовых экскаваторов, обеспечивающее погрузку породы в вагоны парка МПС, по размерам куска,не более 300мм.

Распределение зарядов производится в массиве пропорционально прочности и структурным свойствам частей взрываемого забоя. Заряды в скважине располагаются в крепких породах или в непосредственной близости от них.

Диаметр скважины выбирается с учётом физико-механических свойств и структурных особенностей массива. Принимаем диаметр скважин на добыче-160мм, на вскрыше-216мм.

На взрывных работах применяют способ взрывания с помощью детонирующего шнура скважинными зарядами в группе их в мгновенное или короткозамедленное взрывание, в комплексе с системой СИНВ-С.

Предусматриваем следующие схемы короткозамедленного взрывания: диагональные, треугольные, радиальные, поперечные, продольные, волновые поперечные, змейка и угловые схемы.

Для обеспечения надёжной детонации взрывной сети при взрывном блоке длиной более 40м производится кольцевание сети, для чего магистральные линии каждого ряда скважин соединяются между собой поперечными перемычками из детонирующего шнура и КЗДШ.

На взрывных работах применяются следующие конструкции зарядов:

- сплошной удлиненный,

- рассредоточенный заряд с воздушными промежутками,

- комбинированный заряд из нескольких сортов и видов ВВ,

- сплошной удлиненный с воздушным промежутком в забойке.

Для создания воздушных промежутков применяем полиэтиленовые затворы и трубки ПХВ.

6.2 Буровзрывные работы на вскрыше

Породы на вскрыше с крепостью 3-8 по шкале профессора М. М. Протодьяконова, предопределяют шарошечное бурение скважин с применением буровых станков типа 3СБШ-200-60. Для бурстанка 3СБШ-200-60 принимаем следующие типы буровых долот:на вскрыше МПГВ-215.9, ДР-214, ДР-260,на щебкарьере-ОКП, КПВ

Таблица 6.2-Основные параметры буровых станков

ПОКАЗАТЕЛИ	СБР-160	3СБШ-200-60
Диаметр бурения, мм	160	215,9
Мощность эл. двигателей, кВт	320	400
Скорость передвижения станка км/ч	0,9	0,75
Габариты :Длина, мм	10100	7080
Ширина, мм	5,00	3400
Высота, мм	18400	12925
Масса, т	62	25

Определим техническую производительность бурового станка 3СБШ-200-60:

Qтехн.ст.=(Тсм-Тп.з)/tб. (6.1)

где Тсм- время смены,Тсм=480 мин/см;

Тп.з- время на подготовительно-заключительные операции,

Тп.з =60 мин/см;

tб =3,33 м/мин.

Qтехн.ст.=(480-60)/3.33=127.3 м/см.

Сменная эксплуатационная производительность бурового станка

Qэ.см=(Тсм/tб)*Кс;м/см. (6.2)

где Кс-коэффициент чистого рабочего времени в течении смены.

Qэ.см=(480/3.33) * 0.75=108; м/см

Годовая производительность бурового станка

Qэ.год=Qэ.см*Nраб,м/год. (6.3)

где Nраб - число рабочих смен в году, Nраб =280см.

Qэ.год=108 *280=30240, м/год.

Производим расчёт параметров скважин и сетки скважин.

Диаметр скважин составляет 216мм

Высота обуреваемого уступа равна 15м. Угол откоса уступа 80є.

Бурение скважин осуществляется под углом 90є.



а

Lскв

Lвв

Lпер

W в

Рисунок 6.3-Схема к определению параметров скважин

Расчет параметров скважин

Lскв =Hу +Lпер м. (6.4)

где Lпер - длина перебура, м.

Lпер = (10-15)*dскв , м. (6.5)

где dскв - диаметр скважины, мм dскв =216 мм.

Lпер =10*0.216=2м.

Lскв =15+2=17м.

Линия сопротивления по подошве

W=C+H*ctg a, м. (6.6)

где C-ширина бермы возможного обвала породы, м, С=6м;

H-высота уступа, м, H=15м;

а-угол откоса уступа, град., а=80?.

W=6+15*ctg80=8.6 м.

Растояние между скважинами в ряду

а=m*W м. (6.7)

где m-коэффициент сближения скважин (0,8-1,2).

a=0.85*8.6=7.7 м.

Растояние между рядами

b=0.85W=7.3 м. (6.8)

Расчет массы и конструкции заряда

Qвв =qп*Hу*W*a, кг. (6.9)

Qвв =0.23*15*7.7*7.3=193кг.

Длина сплошной колонки ВВ

Lвв =Qвв /Hу, м. (6.10)

 Lвв=193/15=12 м.

Расчет параметров взрывного блока:

Объем взрывного блока

Vбл=Qэкс*nсм*Nдн, м3. (6.11)

где псм-число смен в сутки;

Nдн-число дней между взрывами, Nдн =7;

Qэкс -суточная производительность экскаватора ЭКГ-12.5;

Vбл=11300*1*7=79100м3.

Длина блока

Lб=Vбл/(Aзах*Hу), м. (6.12)

Lб =79100/(25.3*15)=210м.

Колличество рядов скважин в блоке

nряд =((Aзах-W)/b)+1 (6.13)

nряд =((26-8.6)/7.3)+1=3.

Количество скважин в ряду

m=Lб/a (6.14)

m=210/7.7=27.

Колличество скважин в блоке

Nскв =m*nряд (6.15)

Nскв =27*3=81.

Суммарная длина скважин в блоке

?Lскв =Lскв*Nскв, м. (6.16)

?Lскв =17*81=1377м.

Суммарная масса заряд

?Qзар.вв =Nскв*Qвв., кг. (6.17)

?Qзар.вв =81*193=15630кг.

Выход горной массы с 1м скважины

qг.м =Vбл/?Lскв , м3. (6.18)

qг.м =79100/1377=50м.

Рабочий парк станков определяется

Nб =Vг.м /(Qэ.год * qг.м) (6.19)

Nб =7000000/(30240*50)=4 шт.

Принимаем 5 буровых станков с учётом коэффициента резерва.

Буровзрывные работы на добыче

Буровзрывные работы на добыче отличаются от буровзрывных работ на вскрыше.

При взрывных работах на добыче должна сохраняться структура массива для дальнейшей селективной разработки пласта, что позволяет снизить потери угля и засорение вмещающими породами. Всё это достигается взрывом на сотрясение без развала. Уголь должен быть раздроблен с кусковатостью до 300мм. Применяем буровой станок СБР-160 с бурением скважин под углом 90є. Для бурстанков принимаем режущие коронки типа СВБ-160, НПИ.

Схема коммутации с применением КЗДШ в комплексе с системой СИНВ-С, с диагональным монтажом взрывной сети. Определим техническую производительность бурового станка:

Qтехн.ст.=(Тсм-Тп.з)/tб. (6.20)

где Тсм-время смены,Тсм=480мин/см;

Тп.з-время на подготовительно-заключительные операции,

Тп.з =60 мин/см;

tб =1.7 м/мин.

Qтехн.ст.=(480-60)/1.7=247 м/см.

Сменная эксплуатационная производительность бурового станка

Qэ.см=(Тсм/tб) * Кс; м/см (6.21)

где Кс-коэффициент чистого рабочего времени в течении смены.

Qэ.см=(480/1.7) * 0.75=212; м/см.

Годовая производительность бурового станка

Qэ.год=Qэ.см * Nраб, м/год. (6.22)

где Nраб - число рабочих смен в году, Nраб =285см.

Qэ.год=280 *212=59360 м/год.

Производим расчёт параметров скважин и сетки скважин.

Диаметр скважин составляет 160мм, ширина заходки 36м.

Высота обуреваемого уступа равна 15м. Угол откоса уступа 80є. Взрывчатое вещество зерногранулит (граммонит) 79/21, плотность ВВ: В=1кг/дм3, удельный расход q=0.15кг/м3.

Расчет параметров скважин:

Lскв=Hу+Lперм. (6.23)

где Lпер-длина перебура, м.

Lпер = (10-15)*dскв, м. (6.24)

где dскв -диаметр скважины, мм dскв =160 мм.

Lпер =10*0.16=1.6м.

Lскв =15+1.6=16.6м.

Линия сопротивления по подошве

W=C+H*ctg a, м. (6.25)

W=6+15*ctg80=8.6 м.

Растояние между скважинами в ряду

а = m*W м. (6.26)

a=0.8*8.6=6.8 м.

Растояние между рядами

b=0.85W=7.3 м. (6.27)

Расчет массы и конструкции заряда

Qвв =qп*Hу*W*a, кг. (6.28)

Qвв =0.15*15*8.6*6.8=131 кг

Длина сплошной колонки ВВ

 Lвв =Qвв /Hу, м. (6.29)

Lвв=131/15=8.7 м.

Определяем длину воздушного промежутка

Lвп =0.2*Lвв, м. (6.30)

Lвп =0.2*8.7=1.75 м.

Длина нижней части заряда

Lвв ниж =0.6*Lвв, м. (6.31)

Lвв ниж =0.6*8.7=5.2 м.

Длина верхней части заряда

Lвв верх =Lвв -Lввниж м. (6.32)

Lвв верх =8.7-5.2=3.5 м.

Длина забойки

Lз=Lскв-Lвв-Lвп, м. (6.33)

Lз =16.6-8.7-1.75=6 м.

Расчет массы частей зарядов

Qниж =0.6*Qвв, кг. (6.34)

Qниж =0.6*131=78.6 кг.

.

 Qверх = Qвв -Qниж, кг. (6.35)

Qверх =131-78.6=52.4 кг.

Расчет параметров взрывного блока:

Объем взрывного блока

Vбл =Qэкс*nсм*Nдн , м3. (6.36)

где псм - число смен в сутки;

Nдн- число дней между взрывами Nдн =7;

Qэкс -суточная производительность экскаватора ЭР-1250Д.

Vбл =10260*1*7=71820 м3.

Длина блока

Lб =Vбл/(Aзах*Hу), м. (6.37)

Lб =71820/(36*15)=133 м.

Количество рядов скважин в блоке

nряд =((Aзах-W)/b)+1 (6.38)

nряд =((36-8.6)/7.3)+1=5

Количество скважин в ряду

m=Lб/a (6.39)

m=133/6.8=20

Количество скважин в блоке

 Nскв =m*nряд (6.40)

Nскв =20*5=100

Суммарная длина скважин в блоке

?Lскв =Lскв*Nскв, м. (6.41) ?Lскв =16.6*100=1660 м.

Суммарная масса заряда

?Qзар.вв =Nскв*Qвв., кг. (6.42)

?Qзар.вв =100*131=13100 кг.

Выход горной массы с 1м скважины

qг.м =Vбл/? Lскв , м3. (6.43)

qг.м =78820/1660=44 м3.

Рабочий парк станков определяется

Nб =Vг.м /(Qэ.год * qг.м), шт. (6.44)

Nб =12000000/(205200*44)=4 шт.

Принимаем 5 буровых станков с учетом коэффициента резерва.

Таблица 6.1-Выбор типа ВВ в зависимости от категории крепости пород

Диаметр скважины,мм.	1	2	3	4	5	6	7	8	9	10
300	Гранулиты М С-2
250	Гранулиты М С-2
200	Гранулиты АС-4,АС-4В, Граммонит79/21
150	Гранулиты АС-8,АС-8В
100	Граммонит 79/21, аммонит 6ЖВ

Применяемые средства инициирования.

1 Огнепроводный шнур- асфальтовый, водонепроницаемый, морозостойкий.

2 детонирующий шнур ДША - Ш 4.8-5.8мм, наружняя оплётка покрыта водонепроницаемой мастикой, водоустойчив-12ч.,допустимые температуры от -28?С до +50?С.

3 ДЩВ-Ш 5.5- 6.1мм, наружняя оплётка покрыта ПХВ пластиком, водоустойчив 24ч.,допустимые температуры от -39?С до +60?С.

Капсуль детонатор- КД-8Б-в бумажной гильзе и КД -8С- в биметаллической гильзе.

Пиротехническое реле одностороннего и двустороннего действия от 10 до 100мс.

6.3 Выбор способа и расчёт параметров вторичного дробления горных пород

Ликвидация не габаритов и нависей осуществляется кумулятивными и шпуровыми зарядами.

Кумулятивные заряды устанавливают непосредственно со стороны наибольшей плоскости с наименьшей толщины не габарита, не допускается подсыпать под заряд мелкие подсыпки.

Врубовые шпуры при патроне ВВ 300г

Врубовые шруры при патроне ВВ 200г

Вспомогательные и одбойные шпуры при 300г в патроне ВВ

Рисунок 6.1-Конструкция зарядов в шпурах

Безопасное расстояние по разлёту кусков принимаем согласно ”ЕПБ”, при взрывных работах не менее 300м.

Рисунок 6.2- Конструкция кумулятивных зарядов.

Одновременное взрывание зарядов осуществляется весом не более 20кг с помощью детонирующего шнура.

6.4 Техника безопасности при взрывных работах

1 Все работы связанные с подготовкой и ведением взрывных работ производятся в соответствии с требованиями “ЕПБ”, и “Инструкции по организации и выполнению взрывов на угольных и сланцевых разрезах”.

2 Ответственным руководителем взрывных работ является главный инженер разреза.

3 О месте производства взрывных работ, времени, трудящиеся оповещаются при получении наряда на смену.

4 Для производства взрывных работ на каждый взрываемый блок выписывается наряд-путёвка, производителю работ.

5 Ответственным руководителем массового взрыва назначается лицо горного надзора имеющего “Единую книжку взрывника” на право руководства взрывных работ, допущенное органами МВД к обращению с ВМ и утверждённым приказом по разрезу.

6 Инструктаж и расстановка постов по охране опасной зоны производят лица горного надзора, назначенные распоряжением производителя массового взрыва.

7 Охрана опасной зоны производится из проинструктированных рабочих и выполняется так, что бы все пути ведущие к месту взрывных работ находились под постоянным наблюдением.

8 Опасная зона для нахождения людей устанавливается на расстоянии 300-500м, для оборудования 50-150м.

9 Перед началом разгрузки ВВ на блоке устанавливаются границы опасной зоны и обозначаются красными флажками.

10 При проведении ВР в близи соседних предприятий, руководство этих предприятий оповещается о времени и сроках проведения взрывных работ.

11 При производстве взрывных работ обязательно применение звуковых сигналов. Звуковые сигналы подаются сиреной, взрывником или руководителем взрывных работ.

12 Ответственный за расстановку постов, лично проверяет вывод людей и перекрытие всех путей в опасную зону и лично убедившись, что постовые находятся на месте, письменно уведомляет руководителя взрывных работ, о том что опасная зона ограждена и люди выведены из опасной зоны.

13 Руководитель взрыва после письменного уведомления об охране опасной зоны даёт команду взрывникам на монтаж взрывной сети, а после монтажа взрывной сети подаёт боевой сигнал, по которому старшим взрывником поджигается ОШ.

14 Доступ людей к месту взрыва руководитель взрыва разрешает после окончания взрывных работ.(15мин)

15 Снятие постов с опасной зоны по окончании взрывных работ производит ответственный руководитель работ за расстановку постов после получения им распоряжения от руководителя взрывных работ о снятии постов.

16 После взрыва проверив отсутствие отказов, повреждений железнодорожного пути, нависей, создающих опасность, руководитель взрыва даёт сигнал “ОТБОЙ”.

17 При обнаружении отказов выставляется плакат “Берегись отказ” и принимаются меры по его ликвидации (согласно инструкции о порядке и организации работ по ликвидации отказавших зарядов).

7. ВЫЕМОЧНО-ПОГРУЗОЧНЫЕ РАБОТЫ

Выемка разрушенных (взорванных) пород производится из развала или разрыхлённого слоя. Поверхность горных пород, являющаяся объектом выемки, называется забоем.

В результате перемещения забоев в пределах определённого участка развала или массива уступа последовательно отрабатываются породные полосы, называемые заходками