Краснооктябрьское месторождение

Содержание

Введение

1. Общие сведения о районе горно-геологические характеристека месторождения

1.1 Общие сведения

1.2 Горно-геологическая характеристика месторождения

1.3 Разведанность месторождения и запасы полезного ископаемого

2. Исходные положения для составления проекта

2.1 Принятая схема комплексной механизации горных работ, виды и типы предусматриваемого оборудования для основных технологических процессов

2.2 Установление углов погашения бортов карьера

2.3 Установление удельных затрат на разработку полезного ископаемого, вскрыши и расчетный граничный коэффициент вскрыши

2.4 Обосновываются потери и разубоживание полезного ископаемого при разработке месторождения

2.5 Установление календарного режима работы карьера

3. Обоснование главных параметров карьера

3.1 Обоснование принципа определения конечной глубины карьера

3.2 Общий подсчет объемов горной массы, полезного ископаемого и вскрыши.

3.3 Обоснование и выбор варианта развития горных работ в карьере, принимаемые для его осуществления способ вскрытия и система разработки ( по классификации В.В Ржевского )

3.4 Определение производительности карьера по полезному ископаемому, исходя из возможной интенсивности развития горных работ. Годовая, месячная, суточная производительности карьера по добычи и вскрыше

3.5 Срок существование карьера с учетом времени на развитие и затухание добычи

4. Вскрытие месторождения

4.1 Анализ и оценка, факторов влияющих на выбор способа и схемы вскрытия месторождения

4.2 Расчет параметров трассы

4.3 Определение размеров и объемов капитальных траншей

4.4 Вскрытие и подготовка новых горизонтов

4.5 Технико-экономические показатели при вскрытии месторождения

5. Система разработки месторождения с учетом использование мощных щагающих экскаваторов (специальная часть ?

5.1 Обоснование выбора системы разработки

5.2 Определение параметров элементов системы разработки с учетом принятого горного и транспортного оборудования на вскрышных и добычных работах

5.2.1 Расчет производительности экскаватора типа ЭКГ - 5А

5.3.Основные понятия, протяженности и скорость подвигания добычного забоя

5.4 Технологические меры по усреднению эксплуатационного коэффициента вскрыши и их обоснование

6. Выемочно-погрузочные работы

6.1 Выбор типа и модели оборудования

6.2 Технико-экономические расчеты по выемочно-погрузочным работам

7. Карьерный транспорт

7.1 Автомобильный транспорт

7.1.1 Выбор рациональной модели автосамосвала

7.1.2 Устройство и расположение карьерных автодорог

7.1.3 тяговые расчеты

7.1.4 Технико-экономические показатели карьерного транспорта

8. Отвалообразование и рекультивация земель

8.1 Отвалообразование

8.2 Рекультивация

9. Комплексная оптимизация взаимной связи производственных процессов и технологических параиетров карьера

9.1 Характеристика горно-транспортных комплексов карьеров

10. Осушение и водоотлив

10.1 Расчет и выбор оборудование для карьерной водоотливной установки

10.2 Правила безопасности

11. Охрана окружающей среды

11.1 Охрана природы

11.2 Охрана водной среды

11.3 Охрана воздушной среды

11.4 Охрана земной поверхности

12. Электроснабжение карьера

12.1 Расчет общего освежения карьера

12.2 Определение расчетных электрических нагрузок карьера

12.3 Выбор рационального напряжения питания ГПП карьера

12.4 Определение числа и мощности трансформаторов ГПП

12.5 Расчет и выбор проводов и кабелей распределительной сети карьера

12.5.1 Расчет и выбор провода, питающего подстанцию карьера

12.5.2 Расчет и выбор провода карьерных сетей

12.6 Определение основных энергетических показателей

13. Автоматизация производственных процессов

13.1 Система автоматизированного проектирования работ технологической подготовки горного производства

14. Аэрология карьера

14.1 Направление воздушных потоков в карьере

14.2 Схема естественного динамического проветривания

14.3 Источники загрязнения атмосферы карьера и способы пылеподавления

14.4 Технико-экономические показатели аэрологии карьера

15. Охрана труда

15.1 Цель охраны труда

15.2 Законодательство об охране труда Республики Казахстан

15.3 Метод борьбы с вибрацией и шумом

15.4 Мероприятия по техники безопасности

15.4.1 Безопасность ведения горных работ

15.4.2 Безопасность ведения отвальных работ

15.4.3 Безопасность эксплуатации горных машин и комплексов

15.4.4 Безопасность эксплуатации транспортных машин

15.4.5 Электробезопасность

15.5 Санитарно-бытовое и медицинское обслуживание трудящихся

15.6 Мероприятия по пожарной безопасности и предупреждению аварий

15.7 Расчет противопожарного водоснабжения

15.8 Анализ опасных и вредных производственных факторов при производстве горных работ согласно проекту

16. Генеральный план

16.1 Проектирование карьера

16.2 Местоположение рудника

17. Экономическая часть

17.1 Обоснование режима работы рудника

17.2 Численность работающих и производительность труда

17.3 Капитальные затраты на строительство рудника

17.3.1 Капитальные затраты на горные работы

17.3.2 Капитальные затраты на строительство здании и сооружении

17.3.3 Капитальные затраты на приобретение оборудование

17.3.4 Сводные сметный расчет на строительство карьеры

17.4 Расчет себестоимости добычи руды и вскрыши

17.4.1 Заработная плата

17.4.2 Затраты на материалы

17.4.3 Расчет затрат на электроэнергию

17.4.4 Амортизационная отчисления

17.4.5 Калькуляция себестоимости добычи руды

17.5 Экономические показатели рудника

17.6 Технико-экономические показатели проектируемого рудника



Введение

В проекте предусматривается решение комплекса взаимосвязанных технических и технологических задач по подготовки, выемки, перемещения, отвалообразования на карьере в зависимости от свойств горных пород.

Улучшение технико-экономических показателей работы горной промышленности достигается за счет развития прогрессивного открытого способа добычи полезных ископаемых, ускорение темпов внедрения на горных предприятиях достижение научно-технического прогресса, повышения уровня организации производства и труда, совершенствованию системы управления отраслью.

Краснооктябрьское месторождение бокситовых руд имеет огромное значение для народного хозяйства. Бокситы по качеству подходят для получения из него алюминия. Единственным потребителем в данный момент времени боксита является ОА Алюминий Казахстан, Алюминиевый завод города Павлодара.

В период строительства и полной разработки карьера, горный отвод занимает большую площадь земли, при этом нарушая качество почвенного покрова, тем самым нарушая сельскохозяйственные угодья, оказывает вредное воздействие на окружающую среду.



1. Общие сведения о районе горно-геологические характеристека месторождения

1.1 Общие сведения

Краснооктябрьское месторождение бокситов и огнеупорных глин расположено на территории Камышинского района Костанайской области Республики Казахстан.

Заселенность района неравномерная. Сообщение между населенными пунктами осуществляется преимущественно по грунтовым дорогам. Построена автомобильная магистраль Лисаковск - Красногорск.

В 30 км западнее месторождения проходит автомобильная магистраль Костанай - Актюбинск, узловая железнодорожная станция Тобол находится в 80км севернее от него. В 1970г. построена железнодорожная ветка Лисаковск -Красногорск протяженностью 72.5км.

Климат района континентальный. Среднегодовая температура воздуха +23 °С, средняя продолжительность безморозного периода составляет 180-190 дней. Весенняя погода с положительной суточной температурой устанавливается 10-15 апреля. Во второй половине ноября устанавливается зима с частыми сильными ветрами и буранами.

Осадки неравномерно распределяются как по годам так и по сезонам года.

Поверхность района представляет аккумулятивно - денудационую волнисто-котловинную равнину с абсолютными отметками от 230 на северо-западе до 275 на остальной территории, при общем уклоне на север.

Постоянно действующая гидрографическая сеть в районе отсутствует. Сухие лога являются проводниками местного стока, формирующегося в период весеннего таяния снега. Наиболее крупные озера Суналы, Сор-коль, Тункуюкты, Кожа, Караколь. Глубина озер в среднем составляет 0.5-1 .Ом, в многоводные годы достигает 2-2.5м.

Качественная характеристика вод различная. В паводок озера опресняются, а к осени становятся более солеными. Графическая часть геологии месторождения показана на первом листе. (смотри лист 1)

1.2 Горно-геологическая характеристика месторождения

Краснооктябрьское месторождение бокситов расположено на западном борту Тургайского прогиба в пределах западной бокситоносной зоны и приурочено к крыльям Краснооктябрьской синклинальной складки четвертого порядка, сложенной известнякам нижнего карбона.

В плане известняки протягиваются в виде двух полос общего северо-восточного простирания. Все основные участки месторождения расположены на восточном крыле синклинали, где известняки более мощные, выдержанные и в меньшей степени загрязнены глинистым материалом и вулканическим пеплом. Известняки западного крыла (западная полоса) имеют меньшую мощность, сильно загрязнены глинистым материалом, вулканическим пеплом и очень часто переслаиваются с вулканогенными породами.

Серия субширотных и субмеридиальных разрывных нарушений взбро-сового и сбросового характера создает сложное блоковое строение палеозойского фундамента месторождения.

В геологическом строении палеозойского фундамента месторождения принимают участие породы эффузивно-осадочной толщи визейского яруса. В разрезе толщи выделяются три различных по составу пачки:

- нижняя - вулканогенных пород;

- средняя - карбонатных пород;

- верхняя - вулканогенно-осадочных пород. Элювиальные коры выветривания.

В районе месторождения элювиальные коры выветривания развиты широко. Они покрывают сплошным чехлом породы палеозойского фундамента, за исключением чистых разностей известняков, на которых как правило, развита маломощная зона выщелоченных известняков, покрытая таким же маломощным слоем нерастворимого остатка.

Меловые бокситовые отложения. Континентальные меловые от-ложения на Краснооктябрьском месторождении являются рудовмещающей толщей и развиты широко. Они покрывают восточную полосу известняков почти сплошной толщей, прослеживаясь с небольшими перерывами на 28 км при ширине от 200м до 5 км. В южной половине, где за счет блокового строения фундамента ширина полосы известняков резко увеличивается, соответственно резко расширяется и контур меловых отложений. Здесь они имеют площадное распространение с редкими выступами известняков.

В северной части восточной полосы и на западной полосе меловые от-ложения не имеют сплошного распространения и залегают в виде изолированных или соединяющихся между собой узкими перемычками, полос вдоль контактов известняков с эффузивно-пирокластической толщей. Меловые отложения приурочены к карстовым депрессиям, развитым на известняках и имеющих довольно сложный рельеф. Наиболее глубоко врезанные части депрессий закономерно тяготеют к зонам дробления по разрывным тектоническим нарушениям.

Мощность меловых отложений и форма их залегания как в плане, так и в вертикальном разрезе полностью зависят от размеров и форм вмещающих депрессий.

Разрез меловых бокситоносных отложений в пределах месторождения литологически представлен пестроцветными обломочными и тонко-дисперсными, бокситовыми, каолинит-бокситовыми, лигнитовыми глинами и бокситами.

Бокситы очень широко распространены в верхней части разреза меловых отложений. Они выполняют центральные, наиболее глубокие части эрозионно-карстовых впадин и полостей, иногда заполняя их целиком. Чаще всего они подстилаются бокситовыми, реже пестроцветными глинами, а в отдельных случаях залегают непосредственно на известняках. Бокситы представлены каменистыми, глинистыми и рыхлыми разностями. Соотношение литологических разностей бокситов для разных рудных тел различно. В целом по месторождению отмечается преобладание рыхлых и каменистых над глинистыми. Все бокситы имеют гиббситовый состав, бобовую структуру и являются основным полезным ископаемым месторождения.

Возраст описываемых меловых бокситоносных отложений определен на основе споро-пыльцевых комплексов, выделенных из многочисленных образцов по поисковым и разведочным скважинам. На основании этих определений возраст меловых отложений принимается сеноман-туронский.

В основании разреза покровных отложений залегают зеленые, серовато-зеленые тонкослоистые глины с тонкими прослоями глауконито-кварцевых песков саксаульского-чеганского горизонта. Эти отложения не имеют повсеместного распространения и залегают в виде останцов, сохранившихся от размыва. Мощность их не превышает 15м. Выше по разрезу чеганские отложения перекрываются континентальными отложениями уркимбайской и челкануринской свит. Они представлены темносерыми и серыми слоистыми глинами, алевритами и кварцевыми песками.

Палеогеновые отложения повсеместно перекрыты образованиями четверочного возраста, среди которых наиболее часто встречаются суглинки,супеси, глины и глинистые отложения озерных котловин. 'Мощность покровных отложений в районе месторождения колеблется от 5 до 52м и редко более.

Каменистые бокситы представляют собой плотные, крепкие породы бобовой структуры. Общая окраска породы темно-красная, буровато-красная, кирпично-красная. Бобовины значительно темнее цемента и в невыветрелых разностях темно-бурые, иногда почти черные. Количество бобовин колеблется в значительных пределах. В зависимости от соотношения бобовин и цемента различаются полнобобовая, неполнобобовая и ред-кобобовая структуры. Каменистые бокситы чаще всего обладают непол-нобобовой структурой с соотношением бобовин к цементу 40:60 - 50:50%. Иногда встречаются бокситы, лишенные цемента и полностью состоящие из бобовин - полнобобовая структура. Форма бобовин овальная, реже округлая. Обычно в каменистых бокситах они имеют монолитное строение, редко внешняя часть бобовин зонально-концентрическая. Встречаются сложные бобовины, сами состоящие из мелких бобовин. Кроме собственно бобовин в значительном количестве наблюдаются их обломки неправильной или слабо окатанной формы, иногда обломки других пород.

Цемент каменистых бокситов имеет более светлую окраску, но обычно также преобладают красные и бурые тона. Реже наблюдается палевый или желто-серый цвет цемента. Окраска цемента в основном зависит от наличия окислов железа и в связи с неравномерностью их распределения иногда бывает пятнистая.

Рыхлые бокситы отличаются от каменистых меньшей прочностью цемента. Для них характерны более светлые, розовато-красные, палевые и желто-бурые цвета и редкобобовая структура. Количество бобковин обычно 5-20%. Размеры колеблются от 1-2 до 5-6мм. Бобовины рыхлые, частично выщелоченные округлой и овальной формы. Так же, как и в каменистых разностях, в рыхлых бокситах встречаются обломки бобовин и посторонние включения. Цемент светлее бобковин, кирпично-красный или розовый с земым изломом, иногда сухаристый.

Глинистые бокситы мало отличаются от бокситовых глин по внешнему «облику, но они обычно менее вязкие, сухие. Глинистые бокситы имеют редкобобовую структуру и землистый излом. Бобовины мелкие 1-Змм, часто выщелочены и их количество обычно не превышает 15%. В глинистых бокситах так же встречаются обломки, но они чаще представлены каолинитовыми породами, реже гидроокислами железа.

Хотя выделенные разности бокситов в своих типичных проявлениях довольно резко отличаются друг от друга, наблюдаются и переходные разности. Пространственное соотношение каменистых, рыхлых и глинистых бокситов сложное и не имеет четко выраженной закономерности. Каменистые бокситы наиболее распространены в центральных частях небольших бокситорудных впадин или слагают изолированные тела в наиболее глубоких частях впадин, карстовые карманы и ниши. Глинистые и рыхлые переслаиваются с каменистыми. На коротком расстоянии 50-25м литологические разности могут резко меняться и их увязка в разрезе не имеет смысла. Условия залегания отдельных разностей бокситов по буровым скважинам не могут быть изучены с достаточной достоверностью.

Границы между каменистыми бокситами и включающей их бокситовой массой нерезкие. Не имеют определенно выраженных очертаний рыхлые бокситы. В связи с этим, можно говорить о рудном теле бокситов в целом, а литологические разновидности учитывать только статистически. Все бокситы, особенно каменистые и рыхлые, обладают пористостью и трещиноватостью. Эти поры и трещины выполнены, обычно, сидеритом или гиббситом второй генерации, иногда хлоритом.

На месторождении широко развиты вторичные наложенные процессы, которые оказали большое влияние на современный минералогический состав бокситов, привели к образованию новых минералов и оказали значительное влияние на их качество. Вторичные изменения различной интенсивности наблюдаются по всему разрезу бокситорудной толщи, но особенно сильно они развиты в верхних его частях. Из вторичных минералов широко развиты сидерит, хлорит, гиббсит, каолинит второй генерации, кальцит, барит, марказит и другие.



1.3 Разведанность месторождения и запасы полезного ископаемого

Краснооктябрьское месторождение разведывалось Северо-Казахстанским геологическим управлением Мингео Казахской ССР с перерывами с 1957 по 1981г. Разведка проводилась скважинами механического колонкового бурения.

Запасы месторождения впервые были утверждены ГКЗ по состоянию на 1 января 1962г протоколом №3718 от 28 июля 1962г.

В 1962-67 годах на месторождении продолжились разведочные работы с целью перевода запасов в более высокие категории, уточнения контуров рудных тел на участках первоочередной отработки, а также изучения новых площадей.

Разведанные по состоянию на 1 апреля 1967г. запасы бокситов и огнеупорных глин были утверждены ГКЗ СССР (протокол №5399 от 26 апреля 1968г) в цифрах, приведенных в таблице 1.6.

Запасы галлия в балансовых запасах бокситов категорий В+С,+С2 утверждены ГКЗ СССР по категории С2 в количестве З.%%6тыс.т при среднем содержании в руде: 0: 0037%. Запасы подсчитаны при следующих кондициях, утвержденных ГКЗ ССР протоколом №233-К от 19 мая 1966г. Для бокситов:

1.Содержание глинозема, кремниевый модуль и маркировку принять по ГОСТ 972-50 без разделения на сорта по содержанию двуокиси углерода.

2. В контуре балансовых запасов подсчитать статистически с усреднением качества бокситов на всю опробованную мощность по выработкам выход следующих сортов бокситов:

а) глиноземное сырье с кремневым модулем более 3.6;

б) глиноземное сырье с кремневым модулем 3.6 - 2.6;

в) для черной металлургии.

Бокситы для производства электрокорунда подсчитать только на участках и в блоках, где они могут быть геометризованы.

3. Минимальная мощность бокситовых залежей, включаемых в подсчет-- 1м.

4. Прослои пород и некондиционных бокситов мощностью до 2м включить в подсчитываемые запасы.

Для огнеупорных глин.

Оконтурить и подсчитать запасы огнеупорных глин при содержании (в прокаленном веществе) глинозема и двуокиси титана в сумме не менее 30%, окиси железа не более 4% и при огнеупорности не ниже 1670°С.

В числе валовых запасов огнеупорных глин подсчитать статистически запасы:

а) высокоглиноземистого сырья с содержанием (в прокаленном веществе) глинозема не менее 45%, окиси железа не выше 4% и в том числе с содержанием глинозема не менее 60%.

б) основного сырья с содержанием (в прокаленном веществе) глинозема и окиси титана в сумме не менее 40%, окиси железа не более 2% и при огнеупорности не менее 1730°С.

3. Подсчитать отдельно запасы огнеупорных глин с содержанием глинозема и окиси титана в сумме не менее 18%, окиси железа не более 3% и при огнеупорности не менее 1610°С.

4. Минимальную мощность огнеупорных глин, включаемую в подсчет, - 1м.

5. Максимальную мощность прослоев пустых пород и некондиционных огнеупорных глин, включаемых в промышленный контур, - 1м; эти прослои учитывать статистически в % к валовым запасам.

Контуры подсчета запасов бокситов и огнеупорных глин, подлежащих отработке открытым способом, согласовать с институтом «Гипроникель». Запасы, оставшиеся за контуром открытых работ, отнести к забалансовым.

Вся бокситоносная толща опробовалась секционно по литологическим разновидностям. Длина отдельных секций обычно составляла 1-2м, на переходных зонах она уменьшилась до 0.3м.

На полный химический анализ отбирались групповые пробы. До 1967 года было отобрано 220 проб и в 1974- 80 годах -544.

Все рядовые пробы бокситов и огнеупорных глин анализировались на А12О3, SiO2, Fe2O3, TiO2, CO2 и п.п.п.

В групповых пробах до 1967 года дополнительно определялись СаО, MgO, MnO, FeO, P2O5, S, Cr2O3,Na2O, K2O.

В 63 пробах был определен галлий.

В 1974-80г. в групповых пробах, кроме того, определялось еще содержание ванадия, галлия и С орг.

По сложности геологического строения в 1968 году Краснооктябрьское месторождение было отнесено ко второй группе.

Общие геологические балансовые запасы участка 1 Краснооктябрьского месторождения на 01.01.2000г. приведены в таблице 1.1.

Таблица 1.1 - Геологические балансовые запасы участка 1 Краснооктябрьского месторождения на 01.01.2000 г

Рудное тело	Запасы, тыс.т	Содержание,%	М кр
	С1	С2	Сорг_	АI2O3	SiO2,	Fe203,	TiO2,	СО2,	ППП
1	432.6	-		44.43	15.48	14 23	1.91	2.61	22.02	2.9
1а	-	55.1		44.48	13.82	15.94	1.82	1.54	21.58	3.2
16	130.3			44.99	13.7	14.16	1.82	4.36	24.36	3.3
		1.9		41.8	17.22	12.22	1.44	1.47	25	2.4
1в	94.1			45.14	11.57	18.3	1.98	1.48	23.48	3.9
ИТОГО	657	-		44.64	14.56	14.87	1.9	2.79	22.69	3.1
1+1а+1б+1в	-	57		44.37	13.94	15.61	1.81	1.54	21.67	3.2
3	5952			40.63	9.6	24.07	2.12	2.62	21.12	4.2
		25.7		37.12	9.42	28.61	2.23	3.64	21.73	3.9
За	901.2			42.18	14.63	20.27	2.17	0.9	19.43	2.9
		11		39.53	14.11	25	2.28	0.74	17.52	2.8
ИТОГО 3+За	6853.2			40.64	10.26	23.57	2.12	2.39	20.89	4
(1,2,4-17,21,22)		36.7		37.84	10.83	27.53	2.24	2.77	20.47	3.5
4	485.]			46.75	12.71	10.24	2.08	3.4	25.52	3.7
5	1130.5			44.46	14.28	12.68	2.03	2.65	21.45	3.1
5а	75.4			43.44	11.51	19.78	1.9	1.55	20.76	3.8
56	148.7			41.82	9.93	25.02	2.41	0.99	18.75	4.2
ИТОГО 5+5а+5б	1354.6			44.12	13.64	14.43	2.06	2.41	21.12	3.2
2	10392.5	-	1.46	43.83	9.89	16.99	2.17	2.13	24.74	4.4
(в т.ч. "лигнитовые" подсчет, блоки )	2153.9		4.0	46.4	15.76	5.06	2.22	1.42	28.31	2.9
2а	91.3			42.88	9.65	20.8	2.3	1.12	22.02	4.4
26	86.9			40.17	11,28	22.34	2.15	1.07	20.46	3.6
2в	154.3			48.32	8.69	22.62	1.8	1.13	21.26	5.6
ИТОГО 2+2а, б, в	10725	-		43.86	9.88	17.15	2.17	2.09	24.63	4.4
Всего по карьеру 1 С1	20074.9			42.94	10.48	18.92	2.13	2.27	23.07	4.1
Всего по карьеру 1 С2	-	93.7		41.81	12.72	20.28	1.98	2.02	21.2	3.3
Всего С1+C2	20168.6			42.93	10.49	18.93	2.13	2.27	23.06	4.1
за вычетом лигнитов С1	17921	-		42.62	9.85	20.59	2.12	2.37	22.44	4.3
за вычетом лигнитов С2	-	93. 7		- .81	12.72	20.28	1.98	2.02	21.2	3.3
Всего С1+С2 (за вычетом лигнитов)	18014.7		---------	42.52	9.86	20.59	2.12	2.37	22.44	4.3

Размещено на http://www.allbest.ru

Разведочные работы осуществлялись скважинами механического, колонкового бурения. Выбор этого способа разведки обусловлен залеганием бокситов под покровом песчано-глинистых пород на глубинах от 33 до 70м.

Работы в период 1988-92г. проводились в две стадии. В первую очередь бурились скважины по сети 50x25. При наличии резких пережимов, раздувов мощности, расщепления рудного тела бурение скважин осуществлялось по сети 25x25. Углубка в фундамент осуществлялась до 5 метров. Часть рудных скважин закрывалась в пестроцветных глинах после прохождения интервалов бокситов, бокситовых и лигнит-каолинитовых глин, при углублении в подстилающие пестроцветные глины не менее 5-10м. Ввиду достаточной изученности покровных отложений 30м бурилось без подъема керна.

Опробовательские работы сводились к отбору проб из керна скважин.

Систематическое опробование керна проводилось с целью выделения промышленных сортов руд, изучение их химического и вещественного состава, а также характеристики вмещающих пород.

Отбор проб бокситов и бокситовых пород осуществлялся секционным способом.

Опробование бокситов и бокситовых пород продуктивной толщи про-изводилось по литологическим разновидностям. Обычно длина секции составляла от 1.0 до 3.0м, реже 0.5м. Всего за отчетный период было отобрано

5124 рядовых пробы. Опробование низов разреза завершалось отбором оконтуривающей пробы.

Рядовой анализ проб бокситов и бокситовых пород производился в полевой лаборатории Степной геологоразведочной партии и ЦХЛ Кустаная по ГОСТу 146570-69 и 146579-69. По рядовым пробам определялись следующие компоненты: А12О3, SiO2, Fe2O3, TiO2, CO2 и п.п.п., CaO, MgO, Р2О5, S, Оорг.

В отчетный период была отобрана одна групповая проба из лигнито-вых бокситов. Групповая проба была проанализирована на следующие компоненты: А12О3, SiO2, Fe2O3, FeO, TiO2, CO2, CaO, MgO, MnO, P2O5, S, Cч2O3,Na2O, K2O, Сорг и п.п.п.

Групповая проба характеризует лигнитовые бокситы между р.л. 13+25 - 9+25 по скважинам на полную пересеченную мощность. Отбору предшествовали расчеты навесок от рядовых проб в зависимости от длины последних при заданном весе групповой пробы. Затем из материала рядовых проб отбирались навески, перемешиванием которых получали групповую пробу нужного веса.

При проведении геологоразведочных работ выполнялись топографо-геодезические работы с целью перенесения в натуру проектного положения скважин, привязки устьев отбуренных скважин и определения высотных отметок. Анализ геологических сведений о месторождении позволяет применять для последующих проектных расчетов следующие усредненные условия замечания рудных залежей: мощность покровной толщи составляет 40 м, мощность рудной залежей - 60м, протяженность по простиранию 440м, вкретирастигании 340м, угол замечания боков рудной залежи - 500. В связи с весьма незначительным объемом крепких вкелогеной пород в границах открытой разработки процесс буро- взрывной подготовки горной массы к выемочно-погрузочным работам исключается.



2. Исходные положения для составления проекта

2.1 Принятая схема комплексной механизации горных работ, виды и типы предусматриваемого оборудования для основных технологических процессов

Вскрышные и добычные уступы обслуживают экскаваторы соответственноЭШ-15/90А и ЭКГ-5А. Для транспортировки руды используется автотранспорт, типа БелАЗ-548А.

Техническая характеристика шагающего экскаватора ЭШ-15/90А.

Емкость ковша, м?15

Длина стрелы, м 90

Угол наклона стрелы, градус 30

Радиус черпания, м 83

Радиус разгрузки, м 83

Высота разгрузки, м 37,3

Глубина черпания, м 42,5

Ширина хода, м 20

Длина шага, м 2

Ширина лыжи, м 2,5

Длина лыжи, м 13

Диаметр опорной рамы, м 14

Тяговое усилие, кН 920

Скорость подъема ковша, м/с 2,65

Продолжительность цикла, с 63

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ-5А.

Емкость ковша, м? 5

Длина стрелы, м 10,5

Угол наклона стрелы, градус 45

Длина рукояти, м 7,8

Радиус черпания, м 14,5

Высота черпания, м 10,3

Радиус разгрузки, м 12,3

Ширина кузова, м 5

Скорость подъема ковша, м/с 0,87

Теоретическая продолжительность

цикла, с 23

Техническая характеристика БелАЗ-548А

Колесная формула 4 ? 2

Грузоподъемность, т 40

Полная масса, приходящаяся на

дорогу, т 23,23

Габариты, мм 8395?3787?4135

Максимальная скорость, км/ч 50

База, мм 4200

Тормозной путь при скорости

40 км/ч, м 50

Исходя из технических характеристик экскаваторов, принимаем высоту вскрышного уступа по покровной толще равной Нву = 40 м; а высота добычного уступа равной Нду =10 м. Производительность экскаватора ЭШ/15-90А рассчитывается по формулам В.В.Ржевского [1].

Расчет производительности драглайна ЭШ/15-90А.

Паспортная производительность экскаватора зависит только от конструктивных факторов: мощности двигателя, линейных размеров рабочего оборудования, расчетных объема и формы экскавирующего органа (ковша, лемеха и т.д.), кинематической схемы и расчетно-конструктивных скоростей движения рабочего органа, и определяется по формуле [1].

Qп = Е (3600 / Тц.п ) , м? / ч , (1)



где Е - емкость ковша, м?, 15; Тц.п - паспортная продолжительность рабочего цикла, с , 63.

Qп = 15 (3600 / 63 ) = 857 м? / ч

Техническая производительность является наибольшей возможной часовой производительностью выемочной машины при непрерывной ее работе

В конкретных горно-технических условий и определяется по формуле [1]

Qт = (3600 Е / Тц ) Кэ Кт.в , м? / ч, (2)

где Тц - минимальная продолжительность рабочего цикла выемочной машины в конкретных горно-технических условиях, с ; Кэ -коэффициент экскавации, 0,75; [1]. Кт.в - коэффициент влияния технологии выемки, 0,8. [1].

Минимальная продолжительность рабочего цикла определяется как

Тц = tч + tп + tр = tч + tп.р , с , (3)

где tч - продолжительность черпания, с , 18; tп.р - продолжительность поворота, с , 42. [1]

Тц = 18+42 = 60 с

Тогда техническая производительность будет равна

Qт = ( 3600 · 15 / 60 ) · 0,75 · 0,8 = 540 м? / ч

Эффективная производительность экскаватора является максимально часовой эксплуатационной производительностью выемочной машины в конкретных горно-технических условиях и рассчитывается по формуле [1]

Qэф = (3600 • Е / Тц ) ( Кэ • Кт.в • Кпот • Ку • Ктр ) , м? / ч , (4)

где Кпот - коэффициент потерь экскавированной породы, 0,98; Ку - коэффициент управления, 0,94; Ктр - коэффициент, учитывающий минимально необходимые простои по транспортными условиями, 0,9. [1]

Qэф = (3600 • 15 / 60 ) • 0,75 • 0,8 • 0,98 • 0,94 • 0,9 = 448 м? / ч

Годовая производительность экскаватора ЭШ-15/90 определяется по формуле

Qг = Qэф n t , м? / год , (5)

где n - число смен в год, смен, 540; t- продолжительность смены, ч , 8. [3]

Qг = 448 · 540 · 8 = 1935360 м? / год

Принимаем 1,9 мил.м? / год

Из данных практики годовая производительность добычного экскаватора ЭКГ-5А равна Qдг = 500000 т.

2.2 Установление углов погашения бортов карьера

Угол погашения бортов карьера определяется исходя из условия

вк = вв = вп

и определяется по формуле

Н'к

вк = arctg -------------------- , град , (6)

nу hу ctgб + nп bп + nтр bтр

где Н'к - условно принятая глубина карьера, м , 150; hу - высота уступа, м,10;

б - угол откоса уступа, град, 70; bп - ширина предохранительной бермы, м , 6;

bтр - ширина транспортной бермы, м , 16; nу - количество уступов приходящихся на условно принятую глубину карьера; nп - количество предохранительных берм; nтр - количество транспортных берм.

Ширина предохранительной и транспортной бермы принята на основе практических данных.

Количество уступов приходящихся на условно принятую глубину карьера можно определить по формуле

Н'к 150

nу = -- = -- = 15 уступов (7)

hу 10

Количество предохранительных берм можно определить по формуле

nп = 0,75 nу = 0,75 • 15 = 11 уступов (8)

Количество транспортных берм можно определить по формуле

nтр = nу - nп = 15 - 11 = 4 уступа (9)

Тогда угол погашения составит

150

вк = arctg ------------------- = arctg 0,69121 = 35°

15 • 10 · ctg 70° + 11 · 6 + 4 • 16



2.3 Установление удельных затрат на разработку полезного ископаемого, вскрыши и расчетный граничный коэффициент вскрыши

Исходя из экономического сравнения целесообразности ведения открытых горных работ и подземных работ граничный коэффициент можно определить по формуле [3]

Сп - Со

Кгр = ----- , м? / м? , (10)

Св

где Сп - себестоимость подземного способа добычи полезного ископаемого, тг / м?, 7160; Со - себестоимость открытого способа добычи полезного ископаемого тг / м?, 1040; Св - себестоимость разработки вскрышных пород, тг / м?, 765.

7160 - 1040

Кгр = -------- = 8 м? / м?

765

2.4 Обосновываются потери и разубоживание полезного ископаемого при разработке месторождения

Потери и разубоживание бокситов составляют 7%, при этом мощность теряемых бокситов и примешиваемых вскрышных пород составляет не более 0,3 м.С одинаковой степенью вероятности можно предположить, что на 50 % площади будут происходить потери, на оставшейся половине разубоживание.



2.5 Установление календарного режима работы карьера

В соответствии с НТП режим работы карьера принят 340 дней в три смены

по 8 часов.

Количество смен в сутки:

- 3 смены - на вскрышных работах;

- 2 смены - на добычных работах.

Продолжительность смены 8 часов.



3. Обоснование главных параметров карьера

3.1 Обоснование принципа определения конечной глубины карьера

Изменение границ карьера в глубину, прежде всего, отражается на объеме пород, которые нужно извлекать в контурах карьера. С увеличением глубины карьера объемы пород в его контурах в подавляющем большинстве случаев возрастают быстрее, чем объемы полезного ископаемого, и поэтому в себестоимости полезного ископаемого все большую часть будет занимать себестоимость вскрышных работ.

На большинстве современных карьеров доля затрат на вскрышные работы составляет не менее половины в себестоимости полезного ископаемого. С развитием техники горного дела относительные объемы вскрышных работ все увеличиваются и поэтому их доля затрат будет играть все более заметную роль в общей себестоимости полезного ископаемого.

Поэтому основным критерием эффективности открытых работ в процессе проектирования, по общему мнению, является граничный коэффициент вскрыши. Этот коэффициент некоторые авторы называют предельным, предельно допустимым, экономически целесообразным, граничным и т. д. Мы приняли термин граничный, предложенный В. В. Ржевским, так как он краток, довольно точно выражает данное понятие, определяется из экономических предпосылок в конкретной обстановке и необязательно должен быть предельно допустимым. [4]

Конечная глубина карьера определяется через граничный коэффициент.

Конечная глубина карьера может быть определена по формуле [3]

2 Кгр m

Нк = ---------- , м , (11)

ctg вв + ctg вл

где m - средняя мощность рудного тела, м, 25; вв,вл - углы погашения бортов корь ера, градус, 35; Кгр - граничный коэффициент вскрыши, м? / м?, 8.

Конечная глубина карьера составит

2 · 8 • 25

Нк = ----------- = 140 м

ctg 35° + ctg 35°

3.2 Общий подсчет объемов горной массы, полезного ископаемого и вскрыши.

Общий объем горной массы в контурах карьера является важнейшим показателем, а при равнинном рельефе поверхности достаточно точно можно определить общий объем горной массы по формуле [1]

1 П

Vг.м = Sд Нк + -- Рк Нк? ctgгср + -- Нк? ctgІгср , м? , (12)

2 3

где Sд - площадь дна карьера, м?; Нк - глубина карьера, м, 100; Рк - периметр дна карьера, м; гср - средний угол откоса бортов, градус, 40 (смотри лист 2).

Площадь дна карьера определяется по формуле

Sд = L · В , м? , (13)

где L - длина карьера по дну, м , 90; В - ширена карьера по дну, м , 30.

Sд = 90 · 30 = 2700 м?

Периметр дна карьера определяется по формуле

Рк = 2 L + 2В = 2 •90 + 2 · 30 = 2 (14)

Общий объем горной массы состави

3.14

V = 2700 • 140 + 0,5 · 140? · 240 · ctg40° + ---- · 140? · 1.19? =

3

= 378000 + 2798880 + 40523392 = 7229220 м?

Объем полезного ископаемого в контурах карьера - важнейший показатель, определяющий возможный масштаб добычи, срок существования карьера и экономические результаты разработки, и рассчитывается по той же формуле, что и общий объем горной массы. Объем полезного ископаемого рассчитывается по слоям, для каждого слоя принимаем высоту уступа Ну = 15 м и углы добычных уступов 47? (смотри лист 2).

Первый слой

S1 = 240 · 210 = 50400 м?; Р1 = 2 · 240 + 210 · 2 = 900 м

Vпи1 = 50400 · 20 + 0,5 · 400 · 900 · ctg47° + 1,04 · 8000 · ctg47°? =

=1008000 + 162000 + 6566 = 1176656 м?

Определяем объем полезного ископаемого для второго слоя

S2 = 200 · 160 = 32000 м?; Р2 = 2 · 200 + 2 · 160 = 720 м

Vпи2 = 32000 · 20 + 200 · 720 · 0,9 + 6656 = 640000 + 129600 + 6656 =

= 776256

Для третьего слоя

S3 = 160 • 114 = 18240 м?; Р3 = 2 · 160 + 2 • 114 = 548 м

Vпи3 = 18240 · 20 + 200 • 548 • 0,9 +6656 = 364800 +98640 + 6656 =

= 470096 м?

Расчет объема полезного ископаемого для четвертого слоя

S4 = 440 · 340 = 149600 м?; Р4 = 2 · 440 + 2 · 340 = 1560 м

Vпи4 = 149600 · 15 + 112,5 · 1560 · 0,84 + 2457 = 2393877 м?

Для пятого слоя

S5 = 90 · 30 = 2700 м?; Р5 = 180+ 60 = 240 м

Vпи5 = 2700 · 20 + 200 · 240 · 0,9 + 6656 = 54000 + 43200 + 6656 =

=103856 м?

Общий объем полезного ископаемого определяется по формуле

Vпи = Vпи1 + Vпи2 + Vпи3 + Vпи4 + Vпи5 , м? , (15)

Vпи = 1176656 + 776256 + 470096 +237536 + 103856 = 2764427 м?

Объем покрывающих пород рассчитывается по формуле [1].

1 П

Vпок = SН + -- Н? Рctgгср + -- Н? ctg?гср , м? ,

2 3

где S - площадь дна покрывающих пород, м?; Р - периметр дна покрывающих пород, м; г - средний угол откосов бортов, градус. 40; Ну - высота вскрышного уступа, м, 40 (смотри лист 2).

Площадь дна покрывающих пород определяется

S = L · В = 300 · 260 = 78000 м?

Периметр дна покрывающих пород определяется

Рк = 2L + 2В = 2 · 300 + 2 · 260 = 1120 м

Vпок = 78000 · 40 + 0,5 · 40? · 1120 • ctg40° + 1,04 • 64000 • 1,42 =

= 4280755 м?

Объем вмещающих пород определяется по формуле

Vв.п = Vг.м - ( Vпок + Vп.и ) , м? , (16)

Vв.п = 7229220 - ( 4280755 + 2764427 ) = 184038 м?

Средний коэффициент вскрыши Кср - это отношение объема вскрышных пород Vвс = Vпок + Vв.п в контурах карьера к запасам полезного ископаемого Vп.и в этих контурах [1].

Vпок + Vв.п

Кср = -------- (17)

Vпи

4280755 +184038

Кср = ----------- = 1,6

2764427

3.3 Обоснование и выбор варианта развития горных работ в карьере, принимаемые для его осуществления способ вскрытия и система разработки (по классификации В.В Ржевского)

Данный карьер в связи с глубиной залегания рудного тела, длиной по простиранию, мощности полезного ископаемого и вскрыши разрабатывается: углубочной, продольной, однобортовой системой разработки (по классификации В.В Ржевского ).

Горные работы на начальном этапе начинаются с проходки разрезной траншеи. После проходки разрезной траншеи экскаватором ЭШ-15/90А образуется два навала, причем один навал уже находится за контуром карьера, а второй еще предстоит перекинуть три раза, прежде чем он окажется за контуром карьера.

Время на проходку траншеи находится по формуле

Vтр

tтр = --- , год , (18)

Qг

где Vтр - объем траншеи, м? ; Qг - годовая производительность экскаватора, м?/год ,1,9 мил.

Объем траншеи рассчитывается по формуле

Vт = Sт • Lт , м? , (19)

где Sт - площадь сечения траншеи, м?; Lт - длина траншеи, м, 450.

Площадь сечения траншеи определяется по формуле

Sт = ( L1 + L2 ) • Нн / 2 • Кр , м? , (20)

где L1 + L2 - длина траншеи, м, 45 +33; Кр - коэффициент разрыхления, 1,2.

Sт = ( 45 + 33 ) • 40 / 2 • 1,2 = 1872 м?

Объем траншеи равен

Vт = 1872 • 450 = 842400 м?

Время на проходку траншеи

842400

tс = ----- = 0,44 года

1900000

Площадь навалов определяется по формуле

Sн1/2 = L / 2 • hн , м? , (21)

где L1 / 2 - половина длины первого навала, м , 27; hн - высота навала, м , 21.

Sн1 = 27 • 21 = 567 м?

где L2 / 2 - половина длины второго навала, м , 41; hн - высота навала, м ,32.

Sн2 = 41• 32 = 1312 м?

Время на перевалку второго навала определяется по формуле

Vн

t = 3 • ? --- ? , лет , (22)

Qэ

где Vн - объем навала, м?; Qэ - производительность вскрышного экскаватора, мил.м? / год , 1,9.

Объем навала определяется по формуле

Vн = Sн • Lн = 1312 • 450 = 590400 м?

590400

t = 3 • ? ------ ? = 0,93 года

1900000

Далее вскрышные работы производятся нормальными заходками шириной А = 35 метров. Достаточно пройти шесть заходок, чтобы покровные вскрышные работы были закончены, причем две первые заходки необходимо переэкскавировать три раза. Две последующие два раза и последние две можно по одному разу перекинуть (смотри лист 2).

3.4 Определение производительности карьера по полезному ископаемому, исходя из возможной интенсивности развития горных работ. Годовая, месячная, суточная производительности карьера по добычи и вскрыше

Годовая производительность карьера по полезному ископаемому, исходя из возможной интенсивности развития горных работ определяется по формуле [1]

Vпи 1 - П

Агод = ---- • г ----- , т.год , (23)

tc 1 - P

где Vпи - объем полезного ископаемого, м?. Для усреднения берем объем второго слоя и он равен 3008181 м?; tс - срок отработки третьего слоя, год , 3,5 г - плотность породы, т / м?, 2,8; П и Р - потери и разубоживания, % ,7.

470096 1 - 7

Агод = ----- • 2,8 • ---- = 488756 т.год

3 1 7

Годовая производительность по добыче равна 500000 тонн в год, по вскрыше 1900000 м? в год. Месячная производительность с учетом, что в году 12 месяцев будет равна 42000 по руде и 159000 по вскрыше. Учитывая, что в месяц карьер работает 26 дней, то суточная производительность будет равна: по полезному ископаемому 1615 тонн, а по вскрыше 6115 м?.

3.5 Срок существования карьера с учетом времени на развитие и затухание добычи

Срок существования карьера представлен на календарном графике горных работ. Из графика видно, что карьер будет отрабатываться 18 лет. На первом этапе производятся вскрышные работы, то есть проходка траншеи стремя перевалками в зависимости от площади траншей, займет 1,37 года, с производительностью экскаватора ЭШ-15/90 равной 1,9 мил.м?. Далее вскрытие производится нормальными заходками шириной 35 метров. Для доступа к добычи полезного ископаемого достаточно отработать первую и вторую заходки, причем при отработке первой заходки образуется навал, этот навал переэкскавируется три раза в течении 0,45 года. Из этого следует что добыча полезного ископаемого начнется через три года после начала горных работ и продлится в течении 15 лет с производительностью 0,5 мил.тонн и требуемой скоростью углуби 5,7м в год. На графике видно, что вскрышные работы покровной толщи будут производиться в течении 7 лет, с производительностью экскаватора 1,9 мил.м?. Как выше уже сказано, что проходка траншеи с тремя перевалками займет 1,37 года, а на проходку шести заходок затратится 4,42 года. Причем первые две за ходки с объемами 840000 м? и 806400 м? и длиной соответственно 500 и 480 метров, необходимо переэкскавировать по три раза, чтобы навал оказался за контуром карьера. Третья и четвертая заходки с объемами 739200 м? и 604800 м? и длиной 440 м. и 360 м. достаточно переэкскавировать два раза, а для пятой и шестой заходки с объемами 47040 м? и 302400 м? и длиной 280 м. и 180 м. достаточно одной перекидки, исходя из технической характеристики драглайна ЭШ-15/90А. Значит вскрышные работы покровной толщи закончатся через шесть лет.

Но в контуре карьера присутствуют и вмещающие вскрышные породы, их объем равен 1082925 м?.Необходимо распределить на оставшиеся 12 лет работы карьера. Причем отработать эту вскрышу сможет и принятый добычной экскаватор ЭКГ-5А с высотой уступа 10 м и принятой скорости углуби 4,3 м в год. Значит вскрышные работы будут производится в течении 18 лет, но с разными объемами и производительностью.(смотри лист 2)



4. Вскрытие месторождения

4.1 Анализ и оценка, факторов влияющих на выбор способа и схемы вскрытия месторождения

Для перемещения полезного ископаемого и пустой породы применяется автомобильный транспорт. Вскрытие осуществляется капитальными внутренними траншеями до горизонта 220 метров, а затем переходит в систему петлевых съездов, расположенных на торцевом борту карьера. В пределах карьерного поля эксплуатируются два взаимосвязанных комплекса вскрышного и добычного оборудования. [1]

4.2 Расчет параметров трассы

Карьерные автодороги разделяются на основные - между приемными пунктами полезного ископаемого или отвалами и рабочими горизонтами карьера и соединительные - по рабочим горизонтам и отвальным уступам. Основные автодороги располагают в системе траншей, на поверхности и на въездах на отвалы.[1]

Первоначально горизонты часто вскрывают временными наклонными траншеями на высоту уступа. Они обеспечивают быстрый транспортный доступ к полезному ископаемому. Уклон таких дорог достигает 9 - 12 %, а радиус кривых составляет 15 - 40 метров.[1]

После достижения верхними уступами конечного или промежуточного (этапного) контура карьера устраивают капитальные съезды по этим нерабочим бортам карьера и постоянные автодороги на них с покрытием усовершенствованного типа, уклоном 5 - 7 % и радиусом кривых 20 -120 м.

Простая трасса размещается на одном борту карьера. Трасса имеет стационарную и скользящую части. Простая трасса характеризуется неизменным направлением движения транспортных средств в ее пределах и наименее сложной конструкцией пунктов примыкания к горизонтам. Следствием этого является максимальные для внутренних трасс скорость движения транспорта и пропускная способность трассы, минимальный разнос борта карьера. Участки стационарной трассы образуются сразу же по мере вскрытия рабочих горизонтов или при выходе участков скользящей трассы на нерабочий борт карьера, причем горизонт с новым участком стационарной трассы является рабочим или уже нерабочим. При формировании стационарной простой трассы в зоне отработанных верхних горизонтов целесообразно примыкание съездов к ним устраивать на руководящем подъеме. При этом увеличивается число горизонтов, вскрываемых прямым отрезком трассы, а также уменьшается разнос бортов. При автотранспорте по требованиям безопасности движения на затяжном подъеме необходимо устройство пологих вставок.[1]

Примыкание стационарных съездов к рабочим горизонтам осуществляется обычно на промежуточных площадках.

Примыкание на руководяще подъеме типично для съездов на верхних, уже отработанных горизонтах, при сквозном движений автомобилей по этим съездам, расположенным на нерабочем борту карьера, между поверхностью и нижележащими рабочими горизонтами.

Конструкция пунктов примыкания стационарных съездов на нерабочих уступах к соединительным дорогам на рабочих горизонтах зависит в первую очередь от формы трассы.

При простой форме трассы соединительные автодороги примыкают к съездам на горизонтальной или чаще пологой (уклон 2 - 4 %) вставке длиной 20 - 40м.

Уклон на криволинейном участке определяется по формуле

iг = iр - 6 + 0,1 · R , 0/00 , (24)

где R - радиус кривой, м , 25 [1]; iр - руководящий уклон, ‰ , 80.

iг = 80 - 6 + 0,1 · 25 = 71,5 0/00

Действительная длина трассы можно определить по следующей формуле

Нк

Lд = --- • Ку , м , (25)

iр

где Ку - коэффициент удлинения, 1,3 [1]; Нк - конечная глубина карьера, м ,100.

100

Lд = --- · 1,3 = 1625 м

0,08

4.3 Определение размеров и объемов капитальных траншей

На основе принятого выемочно-погрузочного оборудования для проходки, выемки горной массы, а также для транспортировки горной массы ширину траншеи принимаем 20 метров. Углы откосов капитальных траншей принимаются исходя из устойчивости пород и полезного ископаемого и равны 70?.

Длина заложения капитальной траншеи определяется по формуле

Ну

Lт = --- , м , (26)

iр

где Ну - высота уступа, м , 10.



10

Lт = --- = 125 м

0,08

Объем капитальной траншеи определяется по формуле [1]

Ну b Ну

Vк.т = --- ? -- + ----- ? , м?, (27)

iр 2 3 • tgб

где b - ширина дна капитальной траншеи, м , 20.

100 20 10

Vк.т = --- • ? --- + ----- ? = 14000 м

0,08 2 3 • tg70

4.4 Вскрытие и подготовка новых горизонтов

Для того, чтобы подготовить новый горизонт нужно отработать некоторые объемы. В эти объемы входят объемы въездной и разрезной траншей. Въездная и разрезная траншеи как принято проходятся на всю высоту уступа тупиковым забоем с погрузкой в автотранспорт на уровне стояния экскаватора. Ширина разрезной и въездной траншеи устанавливается исходя из технических возможностей оборудования и принимаем 20 м.

Объем въездной траншеи определяется по формуле [3].

Ну b Ну

Vв = --- ? -- + ----- ? , м? , (28)

iр 2 3 • tgб



где b - ширина дна въездной траншеи, м , 20; iр - руководящий уклон, ‰ , 80.

100 20 10

Vв = --- • ? --- + ----- ? = 14000 м

0,08 2 3 • tg70

Время на прохождение въездной траншеи определяется по формуле

Vв

tв = ---- , мес , (29)

с • Qм

где с - коэффициент использования экскаватора, 0,6,[1]; Qм - месячная производительность карьера по руде, м?, 42000.

14000

tв = ------- = 0,55 мес

0,6 • 42000

Объем разрезной траншеи определяем по формуле [3]

[ b • ( 2 • hу • ctgб + b ) ]

Vр.тр = hу • --------------- • ( Lр - Lв ) , м? , (30)

2

где Lр - длина рудного тела, м, 420. (смотри лист 2); Lв - длина въездной траншеи, м , 125.

[ 20 + ( 20 • ctg70? + 20 ) ]

Vр.тр = 10 • ---------------- • ( 420 - 125 ) = 69620 м?

2



Время на проведение разрезной траншеи

Vр.тр 69620

tв = ------ = ------- = 2,8 мес

c • Qм 0,6 + 42000

Объем разноски определяется по формуле

[ b • ( 2 • hу • ctgб + b ) ]

Vр = hу • --------------- • Lр , м? , (31)

2

[ 20 + ( 20 • ctg70? + 20 ) ]

Vр = 10 • ---------------- • 420 = 99120 м?

2

Время на разноску определяется по формуле

Vр 99120

tр = ---- = ------- = 3,9 м

c • Qм 0,6 • 42000

График L = f ( t ) показан на третьем листе. (смотри лист 3)

4.5 Технико-экономические показатели при вскрытии месторождения. Заработная плата