Дальнейшее развитие горных работ в условиях ОАО "Центральный горно-обогатительный комбинат"

Размещено на http://www.allbest.ru/

СОДЕРЖАНИЕ

Введение

1 Геологическая характеристика месторождения

2 Современное состояние горных работ

3 Определение границ открытых работ

4 Вскрытие месторождения

5 Производственная мощность карьера

6 Подготовка горных пород к выемке

7 Система разработки

8 Карьерный транспорт

9 Отвальное хозяйство

ВВЕДЕНИЕ

Открытое акционерное общество «Центральный горно-обогатительный комбинат» (ОАО «ЦГОК») - одно из крупнейших предприятий по добыче железистых кварцитов открытым способом, их обогащению, производству концентрата и офлюсованных окатышей, а также строительных материалов (песка, щебня, легкого заполнителя бетона из сланцевых пород вскрыши).

В состав комбината входят:

- четыре карьера, один из них в настоящее время законсервирован;

- управление железнодорожного транспорта;

- два цеха технологического автотранспорта;

- дробильно-обогатительный комплекс;

- фабрика окомкования;

- вспомогательные производства, обеспечивающие работу основных цехов.

Комбинат входит в состав концерна «Укррудпром».

В 1954г. институтам Кривбасспроект и Механобрчермет было поручено разработать проект строительства ЦГОКа на базе Глевеватского месторождения железистых роговиков. Вскрышные работы в карьере №1 были начаты в 1960г. Первая очередь комбината введена в эксплуатацию в 1961 году.

На карьере №1 ЦГОКа в промышленном масштабе применяют комбинированный автомобильно-конвейерный и автомобильно-конвейерно-железнодорожный способ транспортирования пустых пород и руды. В 1982 г. на карьере №1 был введен в эксплуатацию опытно-промышленный комплекс циклично-поточной технологии, включающий экскаватор ЭКГ-20, дробильно-перегрузочный агрегат ДПА-2000 / 60, конвейерную линию протяженностью 3,3 км. Планируемая проектная производительность этого комплекса в объеме 5,7 млн. м³ горной массы в год достигнута не была из-за нестабильной работы экскаватора ЭКГ-20 и отвалообразователя.

В 1985 г. на карьере №1 введен в эксплуатацию подземный комплекс ЦПТ производительностью 16 млн. т горной массы в год. Технологическая схема комплекса предусматривает перемещение взорванной горной массы автосамосвалами грузоподъемностью 110-120 т к приемному устройству концентрационного горизонта - 134 м. Приемное устройство включает опускной колодец диаметром 25 м, глубиной 36 м, в котором смонтирована конусная дробилка ККД-1500 / 180 ГРШ, бункеры, два питателя и системы сигнализации.

После дробления горная масса подается через бункер-питатель на конвейер (с шириной ленты 1600 мм), расположенный в штольне длиной 841м. Затем через перегрузочный узел - на конвейер, находящийся в наклонном стволе длиной 630 м. Далее - система конвейеров по эстакаде направляет горную массу для складирования. Общая протяженность конвейерной линии составляет 2375 м.

Следует отметить, что внедрение комбинированного транспорта позволило сократить расстояние перевозок горной массы автомобильным транспортом в карьере №1 - на 2,5-3 км, железнодорожным - на 1,5-2 км.

Карьеры №1 и №2 находятся в пределах горных отводов действующих шахт. Эти обстоятельства усложняют работу карьеров, требуют специальной технологии ведения горных работ. На карьере внедрена технология складирования вскрышных пород в зоны обрушения от подземных горных выработок с использованием шагающего экскаватора ЭШ-10 / 70. Ежегодно в зоны обрушения шахт рудника им. ХХ партсъезда по этой технологии складируется 1,5 млн. м³.вскрышных пород.

В 1987-1990 гг. Внедрен способ поэтапной отработки бортов и углубки карьера методом контурного гладкостенного взрывания наклонных скважинных зарядов. Предложенный способ позволил сконцентрировать горные работы в определенных зонах карьера, увеличить углы откосов рабочих бортов, а также выполнение горных работ способом поэтапной отработки позволило уменьшить текущий коэффициент вскрыши до уровня проектного срднеэксплуатационного.

Потребителями продукции ЦГОКа являются отечественные и зарубежные металлургические комбинаты. В Украине окатыши и концентрат производимый ЦГОКом поставляется на металлургический завод им. Петровского (г. Днепропетровск), Енакиевский металлургический завод (Донецкая область), Донецкий металлургический завод, Днепровский металлургический комбинат им. Дзержинского, Криворожский металлургический комбинат. Концентрат экспортируется в Польшу, Чехию, Словакию, Кипр. Базовое содержание железа в концентрате 65-66%.

Одним из основных факторов, определяющих интенсификацию добычных работ, является подготовка горизонтов к эксплуатации, т.е. проходка въездных и разрезных траншей. От скорости проходки траншей зависит фронт работ по руде, а следовательно, и производственная мощность карьера. Поэтому необходимо выбрать такие способы проходки траншей, которые обеспечивают наибольшую скорость подготовки горизонтов в данных условиях. Выбору и обоснованию рациональной, для условий карьера №1 ЦГОКа, технологии проходки въездных и разрезных траншей в скальных породах посвящена основная часть данного проекта.

1 ГЕОЛОГИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ

месторождение проходка скальный порода

Месторождение Большая Глееватка Центрального ГОКа, приуроченное к западному крылу Саксаганской антиклинали, представлено чередованиями сланцевых и железистых горизонтов субмеридионального простирания. Падение пород в целом западное под углом 50-65. На месторождении развиты поперечные и диагональные тектонические нарушения, интенсивно проявленные в его южной части. Наиболее продуктивной является средняя железорудная свита в составе четырех сланцевых и четырех железистых горизонтов, имеющих мощность 25-290 м. Горнотехническая характеристика основных разновидностей горных пород, слагающих Глееватское месторождение приведена в таблице 1.1.

Таблица 1.1 - Горнотехническая характеристика железных руд и пустых пород

Наименование пород	Категория по буримости.	Коэфф. Крепости	Объемный вес, т. / м3	Категория по взрываем.
Тальковые сланцы	IX-XI	4-10	2.2	II
Кварцево-слюдистые сланцы	XI-XII	8-12	2.7	IV
Углисто-графитовые сланцы, охристо-глинистые сланцы	XI	6-8	2.3	I
			2.5	III.
Малорудные карбонатно-магнетuтовые кварциты	XII-ХIII	10-12	3.0	III
Хлоpито-магнетитовые кваpциты	XIV	12-14	3.3	IV
Малорудные краско-мартитовые кварциты	ХIII-ХIV	12-16	2.7	V
Магнетито-гематитовые джеспилиты	XVI- XVIII	16-20	3.2- 3.3	V
Гетито-гематитовые кварциты с кристаллами мартита	XIV	12-16	3.3	V
Малорудные магнетито-силикатные кварциты	XIV-XV	12-16	3.0	V
Мартитовые, краско-мартитовые кварциты хлорито-карбонатно- магнетитовые кварциты	XIV-XV	14-18	3.2-3.4	V

Неокисленные кварциты продуктивной толщи (I, II, IV железистых горизонтов) представлены хлорит-магнетитовыми, гематит-магнетитовыми, хлорит-магнетит-карбонатовыми разновидностями крепостью 12-18 и объемным весом 3.2-3.4 т / м³.

Первый и второй железистый горизонты, тяготеющие к лежачему боку продуктивной толщи, распространены в пределах всего месторождения.

Четвертый железистый горизонт средней мощность 130 м прослеживается на расстояние около 5 км, выклиниваясь в северной части месторождения.

Железистые кварциты характеризуются тонкослоистой текстурой. Рудные минералы представлены магнетитом, гематитом и железистыми карбонатами, нерудные кварцем, хлоритом, карбонатами, амфиболами, слюдой.

Средняя мощность площадной зоны окисления пород составляет 20-30м. В южной части месторождения наблюдаются зоны окисления линейного типа, приуроченные к разрывным нарушениям, глубина их распространения колеблется от 50-100 м до 400-500 м.

В лежачем боку продуктивной толщи залегают интенсивно дислоцированные тальковые и кварц-карбонат-хлорит-биотитовые сланцы с прослоями безрудных кварцитов. Мощность последних колеблется от 10 до 45 м.

В висячем боку залегают породы пятого сланцевого и пятого железистого горизонтов. Пятый сланцевый горизонт представлен гетит-гематитовыми (красковыми) и безрудными кварцитами с прослоями гетит-гематитовых сланцев. Мощность горизонта 10-25 м.

Пятый железистый горизонт представлен полностью окисленными породами - гетит-мартитовыми и мартитовыми джеспилитами, горизонтальная мощность его достигает 70-90 м. В толще пятого и четвертого железистых горизонтов встречаются богатые железные руды.

Кайнозойские отложения представлены суглинками, глинами желтыми, краснобурыми, реже - песками в виде линз и серыми глинами В процессе разведки и вскрытия месторождения в кайнозойских отложениях подземные воды не были обнаружены.

Обводнение карьера наблюдается только на локальных участках за счет подземных вод кайнозоя и атмосферных осадков. Кристаллические породы месторождения почти полностью сдренированы шахтами рудника им. Коминтерна, расположенными вдоль восточной границы месторождения.

Подземные воды, приурочены к сланцам и метапесчанникам по условиям распространения и циркуляции относятся к трещино-пластовому типу. При естественном режиме они обладают напором. Под дренирующим влиянием горных выработок они приобретают безнапорный характер. Водоносность сланцев и метапесчанников незначительна и отличается неравномерностью. Карбонатные породы, входящие в состав верхней свиты, распространяются за пределами западного контура карьера N1.Залегают эти породы в виде одного мощного, так называемого, основного пласта и нескольких маломощных параллельных пластов. Карбонатные породы являются сильно трещиноватыми, выщелоченными и закарстованными. Трещиноватые и закарстованные карбонатные породы являются коллектором подземных вод. По условиям циркуляции, распространения и гидравлическим особенностям подземных вод, приуроченные к карбонатным породам относятся к напорным, трещино-пластовыми и трещино-карстовому типам.

Сложная гидрогеологическая характеристика кабонатных пород при условии естественного режима вызвала бы затруднения при освоении месторождения. Однако, проводимые работы по осушению этих пород, с целью защиты от внезапных порывов от подземных выработок карбонатных пород, когда последние будут вовлекаться в зону обрушения, одновременно обеспечивают безопасность ведения добычных работ в карьере. Кроме того, предлагаемая разработка карбонатнах пород открытым способом еще более обеспечивает надежность работ в карьере.

Водоносность пород средняя свиты (железистых и сланцевых горизонтов) тесно связана с их трещиноватостью и петрографическим составом. Циркулируя по трещинам, порам, тектоническим нарушениям, подземные воды образуют единую гидравлически связанную систему. Об этом свидетельствует факт снижения уровня воды в результате дренирующего воздействия подземных горных выработок, шахт смежных рудников.

В целом, отработка железистых кварцитов на месторождении производится в благоприятных условиях.

Климат района, в которых расположен карьер умеренно-континентальный с сухим жарким летом и малоснежной зимой. Максимальные температуры достигают: летом в июле + 35 С и зимой в феврале -30 С. Глубина промерзания почвы 0,8-1.0 м. Зима кратковременная. Снежный покров появляется в декабре и лежит с перерывами до марта. Среднегодовая сумма осадков изменяется от 258-812 мм и в среднем составляет 522 мм. Преобладающее направление ветра северо-восточное, реже дуют восточные и северные ветры. Скорость ветра до 5-10 м в секунду, редко до 20 м в секунду. По состоянию на 01.01.99 г. балансовые запасы магнетитовых руд в пределах карьера составляют 260 млн. т при 209 млн. м³ вскрыши (до глубины 500 м с учетом консервации окисленных кварцитов).

Содержание магнитного железа в руде изменяется от 11 до 27%.

2 СОВРЕМЕННОЕ ПОЛОЖЕНИЕ ГОРНЫХ РАБОТ

По состоянию на 01.01.2000 г. в карьере вскрыто 24 горизонта до отметки -206 м. Максимальная глубина карьера 310 м, длина карьера 4100 м, ширина 1000 1480 м, площадь - 656 га. Высота уступов 10,12,15 м. Производственная мощность по магнетитовой руде 5,3 млн. тонн в год. Горные работы в карьере ведутся способом поэтапной разработки, предусматривающим отработку карьера слоями и зонами с формированием временно-нерабочих бортов методом контурного взрывания и отработкой сдвоенных уступов (24-30 м соответственно).

Программа горных работ предусматривает добычу магнетитовой руды 3-х железистых горизонтов: I-го, II-го с зоной перехода и IV-го.

Основная (до 70%) добыча руды всех железистых горизонтов будет производиться на 5 горизонтах: -122 м, -134 м, -146 м, -158 м, -170 м. В течении года предусматривается углубка карьера на два горизонта до отметки -230 м. На этих горизонтах предусматривается добыть до 20% планируемых годовых объемов руды.

Вскрышные работы планируется вести на 16 горизонтах, причем вскрыша горизонтов + 10м -35м в количестве 1,5 млн. м³ является перспективной, а на остальных горизонтах вскрышные работы будут непосредственно связаны с текущей добычей полезного ископаемого.

Погоризонтное распределение объемов добычи и выемки вскрышных пород приведены в таблице №3.

Отметка горизонта	Руда	Вскрыша
	тыс. м3	тыс. тонн	тыс. м3
+ 105	-	-	-
+ 95	-	-	-
+ 85	-	-	151
+ 75	-	-	-
+ 65	-	-	-
+ 55	-	-	-
+ 40	-	-	-
+ 25	-	-	-
+ 10	-	-	32
-5	-	-	153
-20	-	-	600
-35	-	-	760
-50	45	152	303
-65	113	383	442
-80	57	193	448
-95	71	240	593
-105	-	-	617
-120	80	271	330
-134	164	560	427
-146	266	902	415
-158	296	1003	234
-170	136	461	120
-182	-	-	-
-194	-	-	65
-206	93	315	110
-218	228	773	-
-230	14	47	-
Итого	1563	5300	5800

Проектом разработки предусмотрен коэффициент вскрыши 1.09 м³ / т.

Проектом производственной программы горных работ планируется произвести выемку 5800 тыс. м³ вскрышных пород и добыть при этом 5300 тыс. т магнетитовой руды с содержанием Fe общ. 32,9%. Также из карьера будет вывезен 1800 тыс. м³ скальной вскрыши ранее заскладированной во внутренние отвалы (переваловка). Таким образом, общий объем пустой породы, перемещаемый в ходе горного производства, равен 7600 тыс. м³.

По состоянию на 01.01.2000 г. в карьере вскрыто 3430 тыс. т руды, подготовлено к выемке 1500 тыс. т, готово к выемке 750 тыс. т. Коэффициент обеспеченности готовыми к выемке запасами 1,7 мес. Длина фронта горных работ по руде 1200 м (в том числе 1000м с шириной рабочей площадки 40-60 м), по вскрыше 16300 м (в том числе 10400 м с шириной рабочей площадки 40-60 м).

В карьере применяется современное горно-транспортное оборудование:

- экскаваторы с емкостью ковша от 5 м³ до 12,5 м³;

- буровые станки СБШ-250МН;

- бульдозеры мощностью 300 л. с. и выше;

- автосамосвалы грузоподъемностью 110-120 тонн;

- тепловозы 2ТЭ-10М;

- думпкары 2ВС-105;

- конвейерный подземный дробильный комплекс.

В 1999 г объем буровых работ по карьеру №1 составил по руде 60 тыс. п. м, по скале 87,6 тыс. п.м. Средний выход горной массы с 1 погонного метра скважины: по руде - 30 м³, по скале 41,1 м³. Средняя стойкость долота по руде 117 м, по скале 238 м. Сменная производительность бурового станка СБШ-250МН 58.7 м. Инвентарное количество буровых станков -15 шт, в работе -7 шт.

Отгрузка горной массы осуществляется экскаваторами ЭКГ-4.6 и ЭКГ-8И. Годовая выработка на 1 куб. м составляет 113.3 тыс. куб. м. На горных работах задействован 21 экскаватор.

Отработка месторождения ведется по транспортной системе со скользящими съездами. На нижних горизонтах используется автомобильный транспорт (автосамосвалы грузоподъемностью 110 120 тонн производства фирмы «Камацу» и Белорусского автомобильного завода). Среднее расстояние перевозки руды -1,64 км, вскрыша из забоя до перегрузочных пунктов 3,4 км, вскрыша из забоя до ПДК 1,4 км, вскрыша из забоя на внутренние отвалы 2,6 км.

Железнодорожный транспорт применяется для вывозки вскрыши с верхних горизонтов (400 тыс. м³), для транспортирования руды от перегрузочного пункта на фабрику. В качестве локомотивов используются тепловозы 2ТЭ-10М.

Особенностями отработки месторождения является, то что отставание вскрышных работ привела к сдваиванию и строиванию уступов. В результате производительность карьера снизилась, в связи с этим начиная с 1989 г. карьер перешел на поэтапную отработку. Суть которой заключается в том, что карьерное поле разделено в плане на 4 района, по высоте районы делятся на слои высотой 60-120 м. Угол откоса промежуточного контура (каждого этапа) близкий к проектному, что достигается путем сдваивания уступов. Ширина берм безопасности 12-15 м, через 60 м по глубине устраиваются транспортные бермы шириной 30 м. Применение данного способа позволило стабилизировать эксплуатационный коэффициент вскрыши на уровне близком к среднему (1.2, 0.86, 0.91, 0.91, 0.6 по этапам, средний 0.92).

Второй особенностью является применение внутреннего отвалообразования. Учитывая, что северный торец карьера отработан до проектного контура научными работниками КГРИ и сотрудниками ЦГОКа был разработан способ формирования внутреннего отвала в торце карьера, отличительной особенностью которого является формирование отвала сверху вниз с высотой яруса кратной высоте уступа. В текущем году во внутренние отвалы планируется уложить 4,1 млн. м³ пустых пород.

3 ОПРЕДЕЛЕНИЕ ГРАНИЦ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ

Месторождение полезных ископаемых в зависимости от условий залегания могут разрабатываться открытым, подземным или комбинированным способом.

В первом и последнем случае устанавливают границы открытых работ и конечные контуры карьера. Для принципиального решения задачи о границах открытых горных работ пользуются технико-экономическим сопоставлением открытого и подземного способов разработки и на этой основе утверждают на длительный срок один из способов разработки: открытый или подземный.

С увеличением глубины разработки месторождения возрастает объем пустых пород, который необходимо перемещать для добычи полезного ископаемого. В связи с этим возрастает коэффициент вскрыши, что удорожает добычу. Допустимым пределом этого удорожания является отпускная цена 1 т руды.

Принято считать, что когда стоимость добычи открытым способом сравниться со стоимостью добычи подземным способом, то дальнейшую разработку вести открытым способом менее не целесообразно, чем подземным. Однако при определении границ карьера, где разрабатываются бедные железистые кварциты, сравнение с добычей подземным способом произвести не представляется возможным ввиду отсутствия примеров промышленной добычи неокисленных железистых роговиков в стране подземным способом. Поэтому расчет производиться по допустимой себестоимости 1 т железистых кварцитов, которые определяется по оптовой цене концентрата с учетом затрат на переработку руды в концентрат.

Основным критерием эффективности открытых горных работ является экономически целесообразный, граничный коэффициент вскрыши.

Расчет граничного коэффициента вскрыши выполним на основе допустимой полной себестоимости добычи 1 т руды с учетом оптовой цены на концентрат:

, м³ / т (3.1)

где Сд - допустимая полная себестоимость 1т руды;

а - себестоимость добычи 1 т полезного ископаемого без учета вскрышных работ, грн.;

b - себестоимость 1 м³ вскрышных работ.

Полагая отпускную цену на концентрат (22,55 USD = 121,77грн.) в качестве максимально допустимой себестоимости, определяем себестоимость полезного ископаемого, которая будет равна:

, руб / т (3.2)

где _{K =} 0,327 - выход концентрата из 1т руды (на получение 1 т концентрата расходуется 3,055 т руды) ;

f_P = 9,77 + 18,86 = 28,63

- себестоимость переработки 1т руды на дробильной и обогатительной фабрике, грн. / т;

t_P - расходы по транспортировке 1 т руды от карьера на дробильную фабрику, грн. / т. Расстояние транспортирования руды от перегрузочного склада до фабрики 8,6 (5,7) км. Себестоимость 1 ткм 0,053 грн. Тогда, t_P = 0,053 8,6 = 0,46 грн. / т

, руб. / т

Тогда граничный коэффициент вскрыши по формуле:

м³ / т = 6,3 м³ / м³

С учетом параметров транспортных и предохранительных берм определим угол откоса нерабочего борта карьера

, градус, (3.3)

где - сумма высот уступов, образующих борт карьера (глубина карьера), м;

- суммарная ширина транспортных берм на борту карьера, м;

- сумма заложений откосов уступов, образующих борт карьера, м.

При глубине карьера 288м (24 уступа по 12м), ширине транспортной бермы 18м, предохранительной не менее1 / 3 высоты уступа (принимаем ширину берм периодической очистки 10м), угле откоса уступа = 65 угол откоса нерабочего борта составит

Отсюда _Н = 40.

Объем горной массы в контурах карьера определим по формуле В.В. Ржевского:

, м³, (3.4)

где P - периметр подошвы карьера, м;

S - площадь подошвы карьера,м²;

_ср - средний угол откоса борта, градусы.

H_K - глубина карьера, м.

Решим задачу определения конечной глубины карьера №1 ЦГОКа аналитическим способом. Для этого сначала определяется промежуточная глубина карьера по условию равенства текущего и граничного коэффициентов вскрыши (К_Т = К_Г).

, м, (3.5)

(3.6)

Конечная глубина H карьера определяется из равенства

(3.7)

Откуда

(3.8)

Подставим в формулу значение H_КП получим

, м, (3.9)

Подставив исходные данные в формулу (3.6) вычислим значение коэффициента а:

Подставив исходные данные в формулу (3.9) определим конечную глубину карьера Н_кк:

, м

Объем полезного ископаемого в контурах карьера находим по формуле:

, м³, (3.10)

где S₁ и S₂ - соответственно площадь оставляемая со стороны висячего и лежачего боков залежи полезного ископаемого при расположении дна карьера внутри залежи:

, м², (3.11)

, м², (3.12)

где m_{Г -} горизонтальная мощная полезного ископаемого, м;

x - расстояние от дна карьера до лежачего бока залежи, м;

Ш_{Д -} ширина дна карьера, м;

_З - угол падения залежи, градусы;

_Н - угол откоса нерабочего борта карьера (угол погашения), градусы.

Расстояние х от дна карьера до лежачего бока залежи при котором обеспечиваются наименьшие потери полезного ископаемого определим по формуле:

, м³ (3.13)

Вычислим значения параметров x,S1,S2 и объем полезного ископаемого в контурах карьера V_и:

м²

,м²

Определяем балансовые (геологические) запасы полезного ископаемого:

, т (3.14)

млн. т

Определяем промышленные запасы полезного ископаемого

, т, (3.15)

где Кп - коэффициент потерь полезного ископаемого

млн. т

Объем вскрышных пород в контурах карьера определим по формуле:

, м³ (3.16)

Объем горной массы в контурах карьера V_гм найдем по формулу (3.4):

м³

Вычисляем средний промышленный коэффициент вскрыши

м³ / т (3.17)

4 ВСКРЫТИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Вскрытие карьера №1 ЦГОКа осуществлено двумя автомобильными траншеями, расположенными по южному и северному торцам карьера, а также железнодорожными траншеями, расположенными в юго-западном и северо-западном бортах карьера. Кроме постоянных траншей рабочие горизонты карьера в процессе эксплуатации вскрываются временными скользящими автомобильными и железнодорожными съездами. Продольный уклон автомобильных траншей 80, железнодорожных при тепловозной тяге 30. Вскрытие глубоких горизонтов (ниже -220 м) карьера осуществлено с помощью подземных выработок. Для этого в западном борту карьера был построен и с 1984г. находится в эксплуатации комплекс ЦПТ, состоящий из наклонного ствола, конвейерной штольни и концентрационного горизонта (-134 м) с перегрузочно-дробильной установкой. С целью сокращения расстояния внутрикарьерных автомобильных перевозок проектом предусмотрен перенос концентрационного горизонта на отметку -194 м. С этой целью в южном, законсервированном торце карьере планируется начать сооружение наклонной насыпи для размещения конвейерного подъемника.

На карьере №1 с горизонтов + 105 м -5 м (10 горизонтов) горная масса вывозится железнодорожным транспортом непосредственно из забоя, с остальных горизонтов - автотранспортом на перегрузочную площадку и ПДК с последующей вывозкой железнодорожным транспортом. Теоретическую длину трассы на участке использования заданного вида транспорта определим по формуле [4]:

, м, (4.1)

где Н - высота подъема горной массы данным видом транспорта, м;

i - уклон трассы, .

Действительная длина трассы равна сумме ее теоретической длины и удлинений трассы за счет смягчения подъема на криволинейных участках и участках примыкания к трассе путей с горизонтов карьера [4]:

, м, (4.2)

где Lп - прирост длины трассы за счет смягчения уклона на участках примыкания горизонтов к трассе [4]:

, м, (4.3)

где n - число участков примыкания, которые принимаются на каждом уступе или реже в зависимости от интенсивности движения поездов на трассе;

i_р - руководящий уклон,;

i_п - уклон участка примыкания,;

l_п - длина участка смягченного уклона, м. При железнодорожном транспорте l_п = 150250 м, в зависимости от длины поезда.

где Lк - прирост длины трассы за счет смягчения уклона на криволинейных участках трассы, м.

, м, (4.4)

где l_кр - длина криволинейного пути, на котором возникают дополнительные сопротивления движению _к ;

i_К - уклон криволинейного участка трассы, .

На криволинейных участках трассы смягчают уклон из расчета, чтобы общее сопротивление от действительной величины подъема i_д и от дополнительного сопротивления движению было равно руководящему подъему. Величину уклона на криволинейных участках i_к железнодорожного пути нормальной колеи определяют по выражению[4]:

,, (4.5)

где R - радиус кривой, м

На криволинейных участках трассы с радиусом менее 50м для уменьшения общего сопротивления движению автомобилей съезды выполаживаються. Уклон трассы на криволинейном участке определим по формуле [2]:

,, (4.6)

где R - радиус кривой, м

Рассчитаем длину трассы на участке транспортирования горной массы железнодорожным транспортом.

Теоретическую длину трассы на участке использования железнодорожного транспорта (гор. + 105-5) определим по формуле (4.1):

м

Прирост длины трассы за счет смягчения уклона на участках примыкания определим по формуле (4.3):

м

Прирост длины трассы за счет смягчения уклона криволинейных участках трассы определим по формуле (4.4):

, м

Действительную длину трассы на участке использования железнодорожного транспорта определим по формуле (4.2):

м

Рассчитаем длину трассы на участке транспортирования горной массы автомобильным транспортом.

Теоретическую длину трассы на участке использования автомобильного транспорта (гор. + 10-230) определим по формуле (4.1):

м

При затяжных уклонах дорог, в соответствии с требованиями техники безопасности [9], должны устраиваться площадки с уклоном 0,02 длиной не менее 50м и не более чем через 600м длины затяжного подъема. С учетом вышесказанного, на участке трассы 3000 м необходимо создать 6 площадок:

м

Прирост длины трассы за счет смягчения уклона криволинейных участках трассы определим формуле (4.4):

м

Действительную длину трассы на участке использования железнодорожного транспорта определим по формуле (4.2):

м

В настоящее время глубокие горизонты карьера вскрываются с помощью скользящих съездов, проходимых по взорванной горной массы. При проходке въездных и разрезных траншей используют экскаваторы ЭКГ-8И и автосамосвалы БелАЗ-7519. Траншеи проходят одним забоем, высота забоя равна глубине траншеи.

Объем въездной траншеи определим по формуле

,м3, (4.7)

где H_т = 12 - глубина въездной траншеи, м;

i = 0,08 - уклон траншеи, тысячные доли ед.;

B_т - ширина дна траншеи, м;

= 70 - угол откоса борта траншеи, градус.

Ширину въездной и разрезной траншей при тупиковой схеме подачи автосамосвалов может быть определена по следующей формуле:

, м, (4.8)

где R_a - минимальный радиус поворота автосамосвала, м;

b_a - ширина автосамосвала, м;

c_a - минимальный зазор между автосамосвалом и нижней бровкой траншеи, м.

м

Длина въездной траншеи (4.1):

м

Объем въездной траншеи равен

м³,

Вскрытие рабочих горизонтов карьера осуществляется разрезными траншеями, цель которых - создание первоначального фронта работ и размещение горного и транспортного оборудования.

Объем проходческих работ по вскрытию рабочих горизонтов складывается из объема наклонной траншеи, который рассчитывается по вышеприведенной формуле, и объема самой разрезной траншеи:

, м³, (4.9)

где H_т = 12 - глубина разрезной траншеи (высота вскрываемого горизонта), м;

B_т - ширина дна траншеи, м;

= 70 - угол откоса борта траншеи, градус;

L - длина разрезной траншеи, м. Длину разрезной траншеи принимаем равной минимальной длине активного фронта на один экскаватор при использовании автомобильного транспорта - 600 м.

Объем разрезной траншеи равен

, м³,

Скорость проходки траншей прямо пропорциональна производительности экскаватора и обратно пропорциональна площади сечения траншеи, т.е. с увеличение ширины траншеи по низу скорость проходки траншеи уменьшается:

, м / см, [3.10]

где Qэ = 1800 - 2000 м³ / см - сменная производительность экскаватора ЭКГ-8И в условиях карьера ЦГОКа.

м / см

На вскрытие и подготовку горизонта к эксплуатации будет затрачено

смен

5 ПРОИЗВОДСТВЕННАЯ МОЩНОСТЬ КАРЬЕРА

Организация ритмичной работы на всех стадиях технологического процесса в значительной степени зависит от режима работы предприятия.

Режимы работы карьера принимается непрерывный.

Определяем возможное количество рабочих дней в году на добычных работах:

Т_р = Т_{г -} Т_{пр -} T_{мв -} Т_к,

где Т_г = 365 количество дней в году;

Т_пр = 8 количество праздничных дней;

Т_мв = 10 количество дней простоя из-за производства массовых взрывов;

Т_пр = 7 количество дней простоя по климатическим условиям.

Т_р = 365 - 8 - 10 - 7 = 340 дней

Вскрышные работы по скальным породам и наносам принимается аналогично добычным-340 дней.

Суточный режим работы карьера принимается в 3 смены, т.е. осуществляется бригадный график с подменой, при которой рабочие имеют 40-часовую рабочую неделю с двумя выходными днями.

Режим работы экскаваторного участка принимаем 2-х сменный без выходных дней.

Число рабочих смен экскаватора в году составит:

Т_рсм = [365 - (t_пр + t_р + t_п)] 2,

где t_пp - количество праздников в году, 8дней;

t_р - время планово-предупредительных ремонтов (43 дня);

t_п - время простоев по другим причинам, 18 дней

Т_рсм = [365 - (8 + 43 + 18)] 2 = 592 смен / год

Режим работы буровых станков принимаем трех сменный с двумя выходными в неделю. Длительность рабочей смены 8 часов.

Число рабочих дней в году составит:

,

n_празд, n_вых, n_рем, n_пер - количество нерабочих дней в году, которое может быть принято соответственно: праздничных - 8, выходных - 104, простоев на ремонте 12, простоев из-за перегона - 12.

, дней / год

Число рабочих смен в год:

Т_см = 229 3 = 687 смен / год

Вспомогательные цеха и службы работают в одну - две смены в сутки с двумя выходными днями в неделю.

Количество рабочих дней составит:

Т_вс = 365 - 104 - 8 = 253 дней / год

Текущий коэффициент вскрыши в I период поэтапной отработки карьера равен . Согласно заданию на проектирования производительность карьера по руде Ар = 5,3 млн. т / год (1,61 млн. м³ / год).

Производительность карьера по скале

Производительность карьера по горной массе (без учета перемещения ранее уложенных во внутренний отвал пород):

Таблица 5.1

Производительность карьера	Руда,	Скала,	Горная масса, тыс. м3
	тыс. тонн	тыс. м3	тыс. тонн	тыс. м3
годовая	5300,000	1606,061	16240	5800,000	7406,061
месячная	441,667	133,838	1353	483,333	617,172
суточная	15,588	4,724	47,76	17,059	21,783
сменная	7,794	2,362	23,88	8,529	10,891
часовая	0,650	0,197	1,99	0,711	0,908

Проверим производительность карьера по транспортным возможностям.

Большая часть горной массы транспортируется в пределах карьера с помощью автотранспорта. Пропускную способность карьерных автодорог в одном направлении определим по формуле [ ]:

, автомобиль / час,

где К_Д = 1,25 - 1,75 - коэффициент неравномерности движения;

S - интервал между автосамосвалами, м,

,

где t_P = 1 2 c - время реакции водителя и время приведения тормозов в действие;

- коэффициент, учитывающий инерцию вращающихся масс автомобиля (для автомобилей с электромеханической трансмиссией 0,10,15);

_Т = 0,2 0,25 - коэффициент сцепления колес с дорогой при торможении;

₀ = 15 45 - удельное основное сопротивление движению автомобиля Н / кН;

i - уклон автодороги, ;

L - длина машины, м.

м

Пропускная способность полосы

автомобилей / час

Провозная способность дороги

, т / сутки,

где f_P = 1,752- коэффициент резерва пропускной способности;

q - грузоподъемность автомобиля, т.

т / сутки = 126800 м³ / сутки

Проектная производительность карьера по горной массе 32400м³ / сутки, меньше чем рассчитанная суточная провозная способность, следовательно по транспортным возможностям ограничений нет.

Производительность карьера по горным возможностям определим по формуле:

, т / год,

где Н_Г - годовое понижение горных работ, м / год;

S - горизонтальная площадь полезного ископаемого в контурах карьера,м²;

- коэффициент извлечения полезного ископаемого;

- плотность полезного ископаемого, м³ / т;

- коэффициент разубоживания полезного ископаемого.

т / год

6 ПОДГОТОВКА ГОРНЫХ ПОРОД К ВЫЕМКЕ

Настоящим проектом дальнейшей разработки Глееватского месторождения предусмотрено ведение буровзрывных работ. Буровзрывные работы планируется осуществлять в две стадии: первичные (собственно взрывное дробление массива горных пород) - с использованием метода скважинных зарядов; вторичные (дробление негабарита, ликвидация нависей, выравнивание подошвы уступа) - методом накладных и шпуровых зарядов. В соответствии с физико-механическими свойствами разрабатываемых горных пород и объемами горных работ в качестве бурового станка применим станки СБШ-250 (диаметр долота 243 мм). Взрывание скважинных зарядов будем проводить с помощью детонирующего шнура. Взрывание короткозамедленное. В качестве взрывчатого вещества применим водонаполненное ВВ - «Акватол» (теплота взрыва Q = 3855 кДж / кг, плотность ВВ = 1400 кг / куб.м ). Кол-во рядов скважин в блоке принимаем равным 3. Частота производства массовых взрывов n_мас = 2 шт / мес. Количество смен на подготовку взрыва -4.

Расчет параметров первичных буровзрывных работ

Диаметр бурового инструмента предопределяет диаметр заряда (скважины):

, (6.1)

где K_р - коэффициент расширения скважины;

d_д - диаметр долота, коронки или резца, м.

Значение К_р, зависящее от крепости и степени трещиноватости горных пород, можно определить по выражению

(6.2)

где f - коэффициент крепости пород по шкале М.М. Протодьяконова.

Для руды

Для скальной вскрыши

Диаметр заряда для руды:

м

Для скальной вскрыши

м

Определяем значение сопротивления по подошве W₂ для последующих рядов скважин, которое преодолевает заряд данного диаметра с достижением крупности дробления, обеспечивающей рациональные режимы работы погрузочно-транспортного комплекса по формуле:

(6.3)

где k - размерностный коэффициент, в этом эмпирическом выражении, k = 1,05 м^{3 / 4}(кДж)^{-1 / 4};

- плотность заряжания, определяется выбранным ВВ, кг / м³ ; Q - теплота взрыва, кДж / кг.

Для руды

Для скальной вскрыши

Величина, вычисленная по выражению (6.3), может быть СПП для зарядов первого ряда, однако в этом случае вычисляют также значение СПП, соответствующее безопасным условиям работы бурового оборудования на уступе:

, (6.4)

где Н_у - высота уступа, м;

- угол откоса уступа, град;

C - минимальное безопасное расстояние от верхней бровки уступа до оси скважины, С = 3 м.

Для руды

Для скальной вскрыши

Эти два значения сравнивают, большее из них принимают в дальнейших расчетах, обозначая W₁. Для руды

Для скальной вскрыши

Удельный расход ВВ определяем по формуле:

кг / м³ (6.5)

где 12 кДж^0.75 / м^2.25 - эмпирический и размерностный коэффициент.

Для руды

кг / м³

Для скальной вскрыши

кг / м³

Длина вертикальных скважин на карьерах больше высоты уступа на величину перебура, м:

(6.6)

(6.7)

Для руды



Для скальной вскрыши

Определяем вместимость 1 погонного метра скважины

(6.8)

Для руды

кг / п.м

Для скальной вскрыши

кг / п.м

Длина забойки скважины определим по формуле

, м (6.9)

Для руды



Для скальной вскрыши

Вычисления, выполненные по (6.1) - (6.9), позволяют определить расстояние между скважинами в первом ряду а₁, удовлетворяющее двум условиям: достаточности заряда для качественного разрушения пород первым рядом скважин и вместимости заряда в скважине рассчитанного диаметра:

(6.10)

Для руды

Для скальной вскрыши

Полученную величину обычно сравнивают с линией сопротивления по подошве скважин для первого ряда W₁, т.е. определяют коэффициент сближения зарядов в первом ряду:

 (6.11)

Для руды

Для скальной вскрыши

m₁ 0,65 - диспропорция между СПП для зарядов первого ряда и расстоянием между ними не значительная.

Определяем выход горной массы с 1 м скважины, который для случая:

- одиночных скважин в первом ряду можно определить по формуле

(6.12)

где n - количество рядов скважин в блоке, шт.

Для руды

Для скальной вскрыши



Известное значение выхода горной массы с 1 м скважины позволяет определить суммарное количество метров скважин, необходимое для обеспечения годовой производительности карьера по рассчитываемой категории пород:

(6.13)

где К_п - коэффициент потерь скважин, который в среднем можно принять равным 1,07. Для руды

Для скальной вскрыши

Потребность в буровых станках для рассчитываемой категории пород

(6.14)

где Р_СМ - сменная производительность бурового станка, м;

N_СМ - количество смен работы бурового оборудования в сутки, шт.;

N_{РД -} количество рабочих дней в году.

, п. м / смену, (6.15)

где Т_{СМ -} продолжительность смены, ч;

К_И = 0,4 0,5 _- коэффициент использования бурового станка ;

v - теоретическая скорость чистого бурения, м / мин;

t_В = 24 - сумма удельных затрат времени на вспомогательные операции, мин / м.

Техническую скорость шарошечного бурения определим по формуле:

, м / мин, (6.16)

где P_O - усилие подачи на долото, кН;

П_Б - относительный показатель трудности бурения;

n_В - частота вращения бурового инструмента, с^-1;

d_Д - диаметр долота, м.

Потребное осевое усилие на долото Р_О определим по формуле:

, кН, (6.17)

Для руды

кН

 м / мин

п.м / смену

Для скальной вскрыши

кН

, м / мин

п.м / смену

Полученная сумма позволяет определить инвентарное количество буровых станков:

(6.18)

где K_p - коэффициент резерва, K_p = 1,2

шт

Для обуривания 7406тыс.м³ скальной горной массы карьеру необходимо 11 станков СБШ-250МН.

Годовой расход ВВ определяется удельным расходом и масштабами горного производства:

(6.19)

Выбрав частоту производства взрывных работ, принимаем объем среднего взрываемого блока соответствующим средней месячной производительности экскаватора (Q_мес) на скальных породах (для ЭКГ-8И 100140 тыс.м³ )

В этом случае количество ВВ в среднем блоке

, т (6.20)

Для руды

Для скальной вскрыши

Установим количество блоков, взрываемых за один массовый взрыв,

, шт (6.21)

Для руды

Для скальной вскрыши

Необходимое количество зарядных машин «Акватол-IV» для подготовки блоков определим по формуле:

, шт (6.23,,)

Pзм = 25 - средняя сменная производительность зарядной машины, т / см;

Nп = 4 - количество смен на подготовку взрыва.

Для руды

шт

Для скальной вскрыши

шт

Инвентарное количество зарядных машин

 шт

Расчет количества забоечных машин

Количество забоечного материала, расходуемого на одну скважину определим по формуле:

, м³,

где d_з - диаметр скважин м;

l_заб - средняя длина забойки, м;

Для руды

м³

Для скальной вскрыши

м³

Сменная производительность забоечной машины ЗС-1М (грузоподьемность 6т, емкость бункера 3м³)

, скважин / смену

где V_б = 3 м³ вместимость бункера машины;

Т_{с -} продолжительность смены, ч;

К_и = 0,4 0,7 - коэффициент использования машины в течении смены;

L_д = 3 км - расстояние доставки забойки;

t_з.м = 0,3 ч время загрузки бункера забоечным мате-риалом t_з.м = 0,3 ч;

_заб = 30 км / ч скорость движения машины;

t_з = 3 мин время, затрачиваемое на забойку одной скважины с учетом маневров;

Vз - количество забоечного материала, расходуемого на одну скважину

Для руды

скважины / смену

Для скальной вскрыши

скважин / смену

Необходимое количество зарядных машин для подготовки этих блоков

, шт (4.20)

где A - производительность карьера, млн. м³;

V - выход горной массы с 1 п. м.

Для руды

Для скальной вскрыши

Инвентарное количество забоечных машин

Применим заряд сплошной конструкции с нижним инициированием. Схему коммутации зарядов примем диагональную. Она позволяет уменьшить фактическую величину линии наименьшего сопротивления зарядов смежных рядов скважин и существенно улучшить качество дробления. Интервал замедления определим по формуле:

, мс,

где К - коэффициент, зависящий от взрываемости породы, мс / м (для средневзываемых пород К = 3 4).

Для руды и скальной вскрыши интервал замедления примем равным 25 мс. Взрывание негабаритных кусков будем осуществлять методом накладных зарядов. Применение этого метода может быть экономичным при взрывании хрупких горных пород и малом объеме вторичных взрывных работ, когда повышенный расход взрывоматериалов компенсируется отсутствием компрессорного хозяйства и дополнительного бурения. Для дробления негабаритов применим кумулятивные заряды массой от 0,1 до 4кг. Выход негабаритных кусков условиях карьера №1 ЦГОКа менее 0,1%.

Объем горной породы, подлежащей вторичному дроблению равен

м³

Определим объем негабаритного куска:

, м³,

где 0,17 0,19 - коэффициент, зависящий от формы куска;

l_MAX - максимальный размер негабаритного куска, м.

м³

Общее количество негабаритных кусков

шт

Принимаем накладные кумулятивные заряды ЗНК-1000 и определим необходимое их количество:

шт / год

где 1,25 - коэффициент, учитывающий дробление крупных кусков несколькими накладными зарядами и потерю их на бой.

Документация на взрывные работы. Hа каждый массовый взрыв в соответствии с «Типовым проектом буровых работ на карьере N1 ЦГОКа», «Инструкции по организации и ведению массовых взрывов скважинных зарядов на открытых горных работах» (1992 г.) техническим отделом карьера составляется «Проект массового взрыва в карьере N1».

Подготовка к проведению массового взрыва начинается с составления технического проекта. С плана горных работ делается выкопировка участка, намеченного к производству БВР. На основе данных полученных из маркшейдерского и геологического отделов руководитель БВР выбирает тип ВВ и конструкцию заряда. Технический отдел разрабатывает проект обуривания блока. Далее участковым маркшейдеров проект выносится в натуру, положение каждой точки отмечается колышком с указанием ее номера и глубины.

По окончании обуривания блока производят замеры фактических расстояний между скважинами, их глубины и уровня обводненности. На основе этих данных технический отдел производит корректированный расчет скважинных зарядов.

Главным документом, дающим право на производство массового взрыва, является диспозиция, которая включает:

- план фактического расположения скважин на уступе и геологические разрезы с указанием номеров скважин, высотных отметок и категорий пород по буримисти и взрываемости, а также схемы взрывной сети и расстановки замедлителей;

- геологическую и гидрогеологическую характеристику взрываемого блока;

- таблицу с параметрами скважинных зарядов;

- перечень мероприятий по обеспечению безопасных условий производства взрыва с указанием ответственных лиц, границ опасных зон и постов оцепления, времени взрыва, способа и порядка подачи ответственных сигналов, мероприятий по обнаружению и ликвидации отказов.

Проект массового взрыва блока(блоков) утверждается главным инженером карьера (рудоуправления) или лицом его замещающим и согласовывается ответственным руководителем горного цеха N5 ППП «Кривбассвзрывпром» не позднее суток до начала завозки ВМ на блок (блоки).

К производству взрывных работ допускаются только специально обученные лица, которые знают основы взрывного дела и строго выполняют требования «Единых правил безопасности при взрывных работах».

Мероприятия по технике безопасности при ведении буровзрывных работ. Участки пробуренных скважин (обуренные блоки) обязательно ограждаются со всех сторон возможного доступа на блок натянутой между опорами (столбиками, указателями) проволокой с флажками или хорошо различимыми лентами (обрезками) ткани или перекрывается доступ к скважинам обуренного блока валом из горной массы.

Буровой станок должен быть установлен на спланированной площадке уступа вне призмы обрушения и при бурении первого ряда расположен так, чтобы гусеницы станка находились от бровки уступа на расстоянии не менее 2 м, а его продольная ось была перпендикулярна бровке уступа. Под домкраты запрещается подкладывать куски руды и породы. При установке буровых станков шарошечного бурения на первый ряд скважин управление станками должно осуществляться дистанционно. При зачистке буровой площадки вдоль верхней бровки уступа выполняется обваловка. Перемещение бурового станка с поднятой мачтой по уступу допускается только по спланированной горизонтальной площадке. При перегоне буровых станков мачта должна быть опущена, буровой инструмент снят или надежно закреплен.

Устья скважин в радиусе 0.7м должны быть очищены от кусков горной породы.

Проезды между рядами скважин и подъезды к блоку должны быть спланированы и обеспечиваться безопасностью работы технологического автотранспорта ГППП Кривбассвзрывпром». На блоках должно быть место для разворота технологического транспорта,используемого при подготовке к взрыву.

Заряжаемые блоки должны быть очищены от посторонних предметов и оборудования.

Постовые будки на блоках должны устанавливаться вне пределов 20-ти метровой запретной зоны блока.

При заряжании и забойке скважин не допускается наезд на детонирующий шнур и устье скважин. Зарядная машина должна размещаться на блоке таким образом, чтобы ее колеса находились не ближе 3м от верхней бровки уступа. (если невозможно механизированное заряжание скважин или забойка данные операции выполняются вручную, нахождение людей должно быть вне призмы сползания).

Hе допускается проход в запретную зону блока лиц, не связанных с подготовкой массового взрыва, ее контролем.

Выполнение технологических операций и работ должны производиться по команде ответственного руководителя МВ и лиц технического надзора.

Hе допускается расход взрывматериалов в количествах превышающих предусмотренные проектом МВ. Взрывматериалы запрещается бросать, кантовать, ударять по ним и т.д.

Расчет безопасных расстояний. Опасное для людей расстояние по разлёту кусков при взрывании скважинных зарядов рыхления определяется по формуле:

,м,

где f - коэффициент крепости пород по шкале Протодьяконова;

d_З - диаметр заряда, м;

а - расстояние между скважинами в ряду или между рядами, м.

_З - коэффициент наполнения скважин ВВ, равный

,

где l_З - высота заряда, м;

L - глубина скважины, м

_ЗАБ - коэффициент заполнения скважины забойкой равный

Для руда

,

м

Для скалы

м

В соответствии с «Едиными правилами безопасности при взрывных работах» определение расстояний, на которых колебания грунта, вызванное взрывом заряда является безопасным для зданий и сооружений производится по формуле:

, м,

где К_Г - коэффициент, зависящий от свойств пород в основании охраняемого сооружения(для скальных пород К_Г = 5);

К_С - коэффициент, зависящий от типа сооружения (для одиночных сооружений производственного назначения с железобетонным или металлическим каркасом 1);

- коэффициент, зависящий от условий взрывания (для камуфлетного взрыва 1);

Q - масса заряда, кг (для условий ЦГОКа максимальный вес заряда в ступени замедления 10т);

м

Безопасное расстояние по действию воздушной волны на дневной поверхности определяется по формуле:

, м,

где К_В - коэффициент, зависящий от условий расположения и величины заряда

м

7 СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ

На карьере ЦГОКа №1 применяется транспортная система разработки с перемещением пород во внешние и внутренние отвалы. Элементы системы разработки следующие: высота уступов 10-12м, ширина рабочих площадок 30-50м. Погрузка горной массы осуществляется экскаваторами ЭКГ-8И.

Определяем по технической характеристике экскаватора ЭКГ-8И максимальный радиус черпания R_чmax = 18,4 м и максимальный радиус разгрузки экскаватора R_рmax = 16,3 м. Чтобы избежать преждевременного износа и поломок рукояти:

- черпание производят при радиусе

R_ч = (0.7 0.8) R_чmax = 0,75 18,4 = 13,8 м (7.1)

- разгрузку производят при радиусе

R_р = (0.8 0.9) R_рmax = 0,85 16,3 = 13,8 м (7.2)

Определяем по технической характеристике максимальную высоту черпания экскаватора H_чmax. = 13,5 м. При условии безопасного ведения работ в связных породах высота забоя не должна превышать максимальную высоту черпания H_чmax, т.е. h_у H_чmax. При условии безопасного ведения работ после одно- и двухрядного взрывания уступа в крепких породах максимальная высота забоя не должна превышать более чем в 1,5 раза максимальную высоту черпания, т.е. h_у < 1,5h_чmax. Таким образом, высота ступа сложенного рыхлыми породами не должна превышать 13,5 м, скальными породами - 20,25 м.