Размещено на http://www.allbest.ru/

1. ГОРНО-ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

1.1 Краткая характеристика района месторождения

Лебединское месторождение расположено в центральной части Старооскольского узла магнитных аномалий в Губкинском районе Белгородской области. На месторождении выделяются 3 промышленных железорудных участка: Центральный, Южно-Лебединский и Стойло-Лебединский. Геологическая характеристика этих участков практически аналогична.

Среднее содержание железа в добываемых кварцитах на ближайшие 20 лет по данным проекта института Центрогипроруда составляет: 33,3%-общего, 25,86% - магнетитового.

В толще железистых кварцитов распространены дайки диорито-порфиритового и карбонато-биотитового состава. Мощность их колеблется в пределах от долей сантиметра до 20 м. По данным разведки и эксплуатации они составляют около 6% рудного массива.

В административном отношении Лебединское месторождение железных руд и железистых кварцитов расположено на территории Губкинского района Белгородской области в 8 км к востоку от г. Губкина и железнодорожной станции «Губкин» Юго-восточной железной дороги и Старооскольскому железорудному району Курской магнитной аномалии.

Ближайшими населенными пунктами являются селения: поселок Лебеди, Йотовка, Лукьяновка. Районный центр г. Губкин расположен в 8 км западнее месторождения. В широтном направлении район пересекает ж.д. линия Ст. Оскол - Ржава соединяющая магистральные линии Москва-Донбасс, Москва-Харьков, проходящих в одном километре севернее месторождения.

Ближайшей железнодорожной станцией является станция Губкин ЮВЖД.

С районными центрами и ближайшими месторождениями соединено сетью асфальтированных и грунтовых дорог.

Рельеф района месторождения представляет собой относительно равнинную местность.

Карьер расположен в центре месторождения. В настоящее время он занимает площадь 3040000м² поверхности. Максимальная глубина карьера около 400м. Климат района умеренно-континентальный с большими годовыми колебаниями температуры. Преобладают ветры западных румбов. Средняя годовая температура +5,7°С.

Среднемесячная температура имеет максимум в июле и минимум в январе. Среднемесячная сумма осадков колеблется в пределах 500-600 мм.

Устойчивый снежный покров начинается в период с 10-20 ноября, сходит снежный покров в период с 10 по 20 апреля. Промерзаемость почвы в районе месторождения не превышает 1,2 м.

Растительность района представлена лиственными лесами и кустарниками. Крупные лесные массивы отсутствуют, а сохранившиеся небольшие лесные участки в качестве стройматериалов и топлива не используются.

Губкинский район является густозаселенным сельскохозяйственным и промышленным районом Белгородской области с развитой инфраструктурой. Наиболее крупным из ближайших к Лебединскому месторождению населенных пунктов является город Губкин. Это административный, промышленный и культурный центр района. Среди других населенных пунктов крупным является город Старый Оскол. Среди населения преобладают русские.

Топливно-энергетическая база снабжения промышленных предприятий и города электроэнергией осуществляется от Курской и Ново-Воронежской АЭС.

Губкинская ТЭЦ работает исключительно на природном газе.

1.1.1 Производственная мощность и режимы работы предприятия

Запасы неокисленных кварцитов исчисляются в 2800 млн. т в границах карьера до отметки - 300 м. Размеры массива кварцитов 2500x1750 м. Плотность кварцитов 3,4 т/м3.

Для разработки месторождения железистых кварцитов определяем границы карьера:

а) длина по кровле кварцитов - 1900 м;

б) ширина по кровле кварцитов - 1600 м.

Осадочные (рыхлые) отложения в пределах контура карьера первой очереди мощностью 45 м. Годовая производительность карьера составляет условно 44 млн. т. железистых кварцитов в год.

Срок службы карьера:

года, где

Qnp - промышленные запасы кварцитов, млн. т;

А_год - годовая производительность карьера, млн. т.

1.2 Геология месторождения

В геологическом строении месторождения принимают участки осадочной породы, метаморфизованные эффузивно-осадочные и изверженные образования: Оболинский, Михайловский, Курский свит, прорываемые дайками основных пород.

Вскрышные породы представлены (сверху вниз) четвертичными бурными суглинками средней мощностью 23 м «писчим» мелом и слюдистым мергелем средней мощностью 46 м, песками средней мощностью 32 м, юрскими и песчано-глинистыми девонскими отложениями средней мощностью 8 м. Средняя мощность нерудной толщины 106 м, с колебаниями в пределах от 80 до 130 м.

Под осадочной толщей повсеместно залегают кристаллические метаморфические породы докембрия, имеющие очень сложное строение. Докембрийские породы имеют сложноскладчатый характер и представлены метаморфической эффузивно-осадочной подстилающей толщей, толщей железистых кварцитов и известково-сланцевой толщей.

Вся толща местами прорвана магматическими породами. Продуктивная толща представлена бедными рудами железистых кварцитов.

Верхняя часть железистых кварцитов в зоне выветривания обогащена и в основном представлена залежами богатых магнетито-мартитовых и гематитовых руд. На данный момент запасы богатых руд Лебединского месторождения отработаны.

Под богатыми рудами залегает толща магнетитовых железистых кварцитов с содержанием магнитного железа 26,5%, железа общего 33,5%. Железистые кварциты представляют собой микрокристаллические метаморфические образования первичного осадочного происхождения. Характерная для них форма залегания - многопластовая толща.

Железистые кварциты залегают крутонаклонно (местами вертикально) и уходят на значительную глубину до 1-2 и даже 5 км.

Железистые кварциты Лебединского месторождения по минеральному составу и минералогическим свойствам разделяются на три класса:

1. Окисленные железистые кварциты;

2. Полуокисленные железистые кварциты;

3. Неокисленные железистые кварциты.

К классу окисленных железистых кварцитов относятся руды, у которых FеО магнетитового не более 6%. Мощность окисленных кварцитов колеблется от 0 до 42м, средняя до 8м. Ниже этой зоны расположена зона полуокисленных кварцитов. К ним относятся кварциты, которые содержат FеО магнетитового от 6% до 12%. Мощность этой подзоны колеблется от 0 до 35м, средняя 9м.

Ниже подзоны полуокисленных железистых кварцитов на глубине от 1 до 30м наблюдается очень слабая мартитизация магнетита, но по технологическим свойствам они не отличаются от не окисленных кварцитов. Руды Лебединского месторождения отличаются простым минералогическим составом. Минералогические типы железистых кварцитов по содержанию железа отличаются друг от друга незначительно. Главными железосодержащими минералами в кварцитах является магнетит и гематит (железная слюда).

Из шлакообразующих окислов в железистых кварцитах присутствует в больших количествах кремнезем (SiO2 около 42%), в незначительных - окись магния, кальция, глинозем и щелочи, содержания флюсовых компонентов (окиси кальция и магния) - около 2-2,5%. Легирующие металлы (ванадий, титан, марганец, никель и др.) представлены в ничтожных количествах.

Вредные примеси: фосфор и сера представлены соответственно 0,2 и 0,1%. Руды крупнокусковатые.

Объемная масса (объемный вес) окисленных железистых кварцитов равна 3,2т/м³, полуокисленных - 3,27т/м³, неокисленных - 3,47т/м³.

Влажность кварцитов, выдаваемых из карьера равна 3%.

Коэффициент крепости по шкале профессора М.М. Протодьяконова: окисленных - 4-8; полуокисленных - 8-12; неокисленных - 12-16; сланцев -4-12; кварцито-песчаников- 6-16.

Объемная средняя масса осадочных пород - 1,9 т/м³, сланцев -2,8 т/м³, кварцитопесчаников-2,4 т/м³.

Низкое содержание железа в кварцитах не позволяет использовать их как руду без предварительного обогащения. В процессе обогащения наиболее легко извлекаются железо, связанное с магнетитом, труднее - связанное с гематитом и совсем не извлекается железо, связанное с силикатом.

В результате обогащения содержание шлакообразующих и вредных примесей в концентрате резко сокращается.

Концентрат и окатыши, получаемые в результате обогащения железистых кварцитов Лебединского месторождения, является высококачественным металлургическим сырьем для доменного производства и производства электростали.

1.2.1 Гидрогеология месторождения

Гидрогеологические условия Лебединского месторождения очень сложные. Широко распространены три основных водоносных горизонта: мергельно-меловой, сеноман-альбский, рудно-кристаллический, имеющие между собой связи.

Воды мергельно-мелового горизонта циркулируют по трещинам в меловой толще. Водоносный горизонт обладает большой водообильностью, удельный дебит по данным водооткачек составляет 3,5-4,5 л/сек. Водообильность увеличивается от водораздела к долине реки Осколец, Средний коэффициент фильтрации мергельно-меловых пород около 2,3м/сутки.

Удельный дебит водоносного горизонта по данным откачки 1-2,5 л/сек. Средний коэффициент фильтрации 15 м/сутки. Горизонт безнапорный и приурочен к пескам, мощность 35м. Водоупором для обоих горизонтов служат юрские глины.

Рудно-кристаллический водоносный горизонт приурочен к трещиноватым кристаллическим породам докембрия и богатым железным рудам. Водоупорным полом рудно-кристаллического водоносного горизонта служат монолитные докембрийские породы, а водоупорной кровлей-юрские песчаные тины.

Гидростатический напор 5-7 атм.

Железные руды обводнены по всей своей мощности. Характер их обводнённости связан с их трещиноватостью и пористостью.

Коэффициент фильтрации трещиноватой зоны докембрия 0,02 м/сутки. Питание надъюрских водоносных горизонтов происходит за счет инфильтрации атмосферных осадков. Рудно-кристаллический водоносный горизонт питается в основном за счет вод вышележащих водоносных горизонтов. Все водоносные горизонты гидравлически связаны между собой, что подтверждается их близкими физическими свойствами и химическим составом.

Подземные воды Лебединского месторождения относятся к одному типу, гидрокарбонатно-кальцевому, они прозрачны, не имеют запаха и привкуса и пригодны для питьевых целей. Действующие в карьере водо-понизительные установки, гидроотвал, хвостохранилище и водозаборы нарушают естественный режим водоносных горизонтов, в результате образовалась депрессионная воронка с общим радиусом 10км.

В результате работ водо-понизительных установок на трех рудниках их депрессионные воронки взаимодействуют, и они слились в одну общую депрессионную поверхность.

Водоприток в действующие дренажные системы Лебединского месторождения составляет 6000м^з/час. Вода, притекающая к карьеру, перехватывается дренажным контуром (сквозные фильтры, водопонизительные скважины), внутренним дренажным контуром (открытыми дренажными траншеями, прибортовым дренажем и горизонтальными скважинами) из рудного горизонта восстающих и дренажных выработок и открытыми дренажными траншеями.

Для защиты карьера от затопления паводками по его границе со стороны реки Осколец отсыпана дамба гидрозащиты высотой 3 м, а с юга и юго-запада карьера сооружена система каналов и дамб, регулирующая поверхностный сток.

Граница карьера и запасы полезного ископаемого:

Длина5,2км

Ширина3,8км

Глубина до отметки-250м

Угол откоса рабочего борта по вскрыше17°

по скальным породам20°

Угол откоса нерабочего борта по рыхлым породам26°

по скальным порода37°

Параметры карьера по дну900х300м

Проектная глубина на конец отработки430 м

Средняя мощность:

рыхлых осадочных пород100 м

скальных30 м

кварцитов300м

Промышленные запасы2,8 млрд. т

Годовая производительность (условно):

по добыче руды44 млн.т/год

по скальной вскрыше6,5 млн. м³

по рыхлой вскрыше6,5 млн. м³

1.3 Вскрытие месторождения

Лебединское месторождение вскрывается комбинированным способом т.е. двумя внешними траншеями в сочетании с внутренними съездами. Горизонты +45, +60, +75м вскрываются внешней групповой траншеей с тремя железнодорожными путями с руководящим уклоном 40‰ , по которым руда вывозится железнодорожным транспортом на фабрику, а вскрышные породы на внешний отвал.

Горизонты +90, +115м вскрываются внешней групповой траншеей с двумя железнодорожными путями с применением комбинированной трассы.

С отметки +45м месторождения вскрывается серией автомобильных и железнодорожных съездов со специальными трассами с руководящим уклоном 80‰ и 40-50‰ для железнодорожного транспорта.

К 2009 г. общее направление развития горных работ существенно не изменяется. Возможные частичные изменения будут определяться вводом в эксплуатацию некоторых участков месторождения. Поэтому в данном проекте сохраняется существующая система вскрытия (рис. 1.1).

1.4 Система разработки и структура комплексной механизации

Система разработки определяет порядок выполнения, комплекса вскрышных и добычных работ, обеспечивающих для месторождения безопасную, экономичную и наиболее полную выемку кондиционных запасов полезного ископаемого.

В проекте Лебединского карьера мной принята углубочная одно-бортовая система разработки по короткой оси перемещения фронта добычных и вскрышных работ с внешними железнодорожными отвалами.

Структура комплексной механизации применяется комбинированная, в которую соответственно включаются буровые станки СБШ-250МН, экскаваторы циклического типа: ЭКГ-8И.

Рис.1.1 Схема вскрытия и система разработки карьера Лебединского месторождения

Основными элементами системы являются: высота уступа, ширина заходки, ширина рабочей площадки.

1) Добычные работы выполняются экскаваторами ЭКГ-8И. Предварительное рыхление горной массы выполняется буровзрывным способом. Высота уступа применяется в соответствии с требованиями ЕПБ и должна быть не более чем в 1,5 раза больше максимальной высоты черпания экскаватора, т.е. Н_У ? 1,5Н_ч.max, а высота развала не должна превышать высоту черпания экскаватора, т.е. h раз ?H_{ч. экск. мах}

Для экскаватора ЭКГ-8И H_{ч.экск.мах}=12.5м, т.к. высота развала h_раз = 0,8Ну, то:

H=.

Принимаем высоту уступа равную 15м, что соответствует требованиям. Высота развала будет: H=0,8:Ну=0,8·15=12м.

Принимая во внимание крепость пород и также способ ведения горных работ на действующих карьерах, принимаем углы откосов:

1.1 нерабочие уступы:

по наносам - 40° 45°;

по скальным породам - 50⁰ 55⁰;

1.2 рабочие уступы:

по наносам - 55⁰60°;

по скальным породам - 65°75°.

2. Ширина заходки:

Для экскаватора ЭКГ-8И ширина заходки равна:

А = (1,5-1,7)R_ч.у., где

R_ч.у -радиус черпания на горизонтальной установке.

Согласно паспортным данным для экскаватора ЭКГ-8И радиус черпания R_ч.у =12,2 м, тогда:

А_эк=1,5·12,2=18м.

Принимаем ширину заходки по развалу 18 м.

3. Ширина рабочей площадки:

Ширину рабочей площадки, для ЭКГ-8И при работе по развалу определим по формуле:

Шр.п. ⁼Вр+I₁ + I ₂ + Ш _ТР +S, где

В_Р-ширина развала.

В_р=К_р·К_д·Н_у=42м, где

К_р- коэффициент разрыхления, К_р = 1,5;

К_д - коэффициент динамики взрыва, К_д = 19;

I₁ - безопасное расстояние от нижней кромки развала,I₁ =3м;

I₂ -расстояние для размещения ЛЭП,I₂ =3м;

S - ширина борта безопасности,S=3м;

Ш_ТР =15м, тогда:

Ш_Р.п.=42+3+3+15+3=66м.

1.4.1 Выбор средств механизации. Буровые работы

Разработка железистых кварцитов требует предварительного их рыхления буровзрывным способом: Бурение скважин производится буровыми станками СБШ-250МН с диаметром долота 243 мм.

Расчетный диаметр заряда определяется по формуле:

U_СКВ=0,0135H_у·N_ЭН, где

N_ЭН - удельная энергоемкость взрывного разрушения пород;

N_ЭН ?1.4 кал/м³, для пород крепостью f=10.

U_СКВ ?0.0135·15=0.249 м.

Принимаем диаметр скважины U_CRD =0,250 м - типовой диаметр шарошечного долота для СБШ-250М.

Размер кондиционного максимального допустимого куска горной массы:

U_К =0,6, где

Е- емкость ковша экскаватора, для ЭКГ-8И - Е=8м³.

U_К =0,6=1,2м.

С учетом обводнённости горизонтов, в среднем равным 50% высоты уступа, принимаем 50% гранулотана и 50%; граммонита. Удельный расход ВВ определяем по формуле:

q =0,6·k_K··К_Д··К_п , где

0,6 - удельный расход эталонного взрывчатого вещества (согласно справочнику он равен 0,5-0,8);

k_K = коэффициент, учитывающий размер кондиционного куска;

Кд =1,0- коэффициент, учитывающий диаметр скважины;

Кп =1,0- переводной коэффициент эталонного взрывчатого вещества.

q =0,6·0,948·1,0·1,0=0,8кг/м³

Линия сопротивления по подошве уступа равна:

W=, где

P - количество ВВ в одном метре скважины, м

P=7,85·d_c²=41.72 кг/м, где

d_c - диаметр скважины, м;

= 1,1 кг/дм³- плотность заряжания ВВ в скважине

g-удельный расход ВВ, кг/м³, (0,5ч0.8) для разных типов кварцитов;

Ну - высота уступа, м;

L_CKB -длина скважины, м

L_CKB=H_У+h_ПЕР, где

h_ПЕР=(8ч10)d_СКВ=10•0.243=2.43м - величина перебура скважин м.

Принимаем величину перебура h_ПЕР = 2,5 м, тогда:

L_CKB=15+2,5=17,5м.

Линия сопротивления по подошве уступа равна:

W=?6м

Определим:



W_МИН=H_Y•сtg+c, где

= 75° -угол откоса добыч кого уступа.

W_МИН=15• сtg75⁰+3=5,52 м.

Так как W > W_{Б мин}, то проектом принимаем бурение вертикальных скважин с диагональной схемой взрывания.

Расстояние между скважинами в ряду:

a=m • W, где

т= 1,1 - коэффициент сближения скважин.

a=1.1•6=6.6м.

Проектом принимаем расстояние: а = 6м.

Расстояние между рядами скважин равно:

b=0.9•а=0,9•6,6=5,94м.

Принимаем 6 м.

Выход горной массы с одного метра скважины определим по формуле:

=, где

n - число рядов скважин, тогда:

==33,4м³/м.



Масса заряда в скважине:

q _BB=q ·W ·H_Y· a, где

q- удельный расход ВВ, кг/м³.

q _BB=0,8·6·15·6=338,58кг.

Длина заряда в скважине:

L₃=?8м.

Длина забойки определяется как разность между длиной скважины и длиной заряда:

l_ЗБ=17,5-8=9,5?10м.

Ширина буровой заходки равна:

А_Б=W-b(n-l)=6-6(3-1)=18м.

Принимаем проектом А_Б =18 м.

Определим ширину развала:

В_Р=А_Б (2·K_P ), где

K_P =1,3 - коэффициент разрыхления;

h_P = 0,8 ·Ну= 0.8 ·15 =12м -высота развала;

г₀=1 -коэффициент, зависящий от формы развала. Тогда:

В_Р=18 (2·1,3 )=40,5м.

Общий объем бурения в год:

, где

Аr -годовая производительность карьера, т:

q = 33,4 - выход горной массы с одного метра скважины;

Упл - объемный вес горной массы;

аr по добыче = 44000 тыс.т.;

аr по скальной вскрыше =6500 тыс.м³;

Тогда общий объем бурения на добыче равен:

.

На вскрыше:

, где

Упл = 3,4 т/м³ - объемный вес полезного ископаемого,

Количество бурстанков определим:

N_б.ст.=, где

М_п = 500 смен (на добыче), 540 смен (на вскрыше) -- общее количество смен работы одного станка;

Р_б.ст.- сменная производительность бурового станка.

На добыче:

N_б.ст.= буровых станков.

Инвентарный парк буровых станков на добыче составит:

N_ИНВ=N_{Б.СТ.ДОБ} ·k_p, где

k_p = 1,2 - коэффициент, учитывающий наличие станков в резерве и ремонте.

N_ИНВ=18·1,2=22 ед.

На скальной вскрыше:

N_б.ст.= буровых станка.

Инвентарный парк буровых станков на скальной вскрыше составит:

N_ИНВ=N_{Б.СТ.ВСКРЫША}·k_p

N_ИНВ=4·1,2=5 ед.

Принимаем 27 буровых станков СБШ-250МН.

1.4.2 Выемочно-погрузочные работы рыхлой вскрыши

Экскавация рыхлой вскрыши производится экскаваторами ЭКГ-8И продольными заходками в железнодорожный транспорт, экскаватором ЭКГ-8И рыхлые и полускальные породы (6,5 млн. м³) грузятся в железнодорожный транспорт и транспортируется в отвал.

Ширина рабочих площадок экскаваторов с применением железнодорожного транспорта составляет B=50-70 м. Высоту уступа по типу применения оборудования принимаем равную Hу=12,5 м.

Определим годовую производительность экскаватора ЭКГ-8И при непрерывной рабочей неделе (260 рабочих дня) по формуле:

Q_год=Q_Тtn_смN, где

Q_т - техническая производительность экскаватора;

t- число часов сменного времени;

n_см- число рабочих смен в сутки;

N- число рабочих дней в году;

,где

Е - геометрическая емкость ковша экскаватора, м³;

r_н - коэффициент наполнения ковша экскаватора, для мягких пород ;

r_ч.р. - коэффициент использования сменного времени экскаватора на чистой работе;

r_р. - коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора, для мягких пород ;

t_ц - техническая производительность цикла;

Q_год=40683260=2534000м³/год.



Необходимое число экскаваторов на рыхлой вскрыше определим по формуле:

N_экс=.

Принимаем 3 экскаватора.

Общая длина фронта работ экскаватора ЭКГ-8И:

L_Ф.Р.=/год .

Скорость продвижения вскрышных работ одного экскаватора:

L_ф=.

Определим количество экскаваторов с учетом резерва и ремонта:

N'_экс=1.2N_экс=1,23=3,6.

Принимаем 4 экскаватора

1.4.3 Выемочно-погрузочные работы скальной вскрыши

Выемка горной взрывной массы осуществляется экскаваторами ЭКГ-8И в автотранспорт поперечными заходками с установкой автосамосвалов таким образом, чтобы средний угол поворота экскаватора не превышал 100°.

Ширина заходки ограничивается параметрами выемочно-погрузочного оборудования и должна соответствовать паспорту ведения горных работ.

При взрывании скальной горной массы ширина развала взорванных пород определяется шириной рабочей площадки и паспортом БВР. Ширина рабочих площадок с применением автомобильного транспорта составляет B=30-60 м.

Для подъезда автомашин используют выработанное пространство сбоку или позади экскаватора.

Подготовка нового горизонта осуществляется траншеей с тупиковым забоем. Проходка съездов производится по горной массе либо вверх, либо вниз в сходящем порядке с погрузкой породы в транспортные средства.

Высота уступа на скальной вскрыше по составляет Н_У =15 м.

Общая длина фронта работ по скальной вскрыше:

L_Ф.Р. =.

Необходимое количество экскаваторов для запланированного объема определим по формуле:

N_экс.=, где

Q_год - годовая производительность экскаватора ЭКГ-8И для транспортирования скальной вскрыши.

Q_год=Q_тtn_смN;

где

- коэффициент наполнения ковша механической лопаты взорванными породами;

- коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора.

Q_год=26183260=1628640 м₃ /год;

N_экс.=.

Принимаем 4 экскаватора.

Скорость продвижения вскрышных работ:

L_ф=.

Определим количество экскаваторов с учетом резерва и ремонта:

N'_экс=1.2N_экс=1,24=4,8.

Принимаем 5 экскаваторов.

1.4.4 Выбор экскаватора на добыче

Необходимое количество экскаваторов для выполнения запланированной годовой производительности карьера по полезному ископаемому определим по формуле:

N_экс.=, где

Q_год - годовая производительность экскаватора ЭКГ-8И на добыче;

=3,4т/м³- объемный вес руды.

Q_год=Q_тtn_смN.

Техническая производительность экскаватора на добыче равна:

где - коэффициент наполнения ковша механической лопаты взорванными породами;

- коэффициент разрыхления пород в ковше экскаватора.

Q_год=24483260=1522560 м₃ /год.

Переведем годовую производительность экскаватора из м³/год в т/год:

Q^Т_см=Q^м3_см··y=1522560·3.4=5283283т/год;

N_экс.=.

Принимаем на добыче 9 экскаваторов.

По разработкам института «Гипроруда» по условию разработки дипломного проектирования принимаем на добыче 9 экскаваторов ЭКГ-8И. Исходя из условий одно-бортовой системы разработки следует, что наиболее рациональной схемой является такая, при которой каждый добычной уступ разрабатывает один экскаватор, следовательно, принимаем 9 добычных уступов с высотой Hу=15м и шириной рабочих площадок B=30-60м. Выемка взорванного полезного ископаемого осуществляется экскаваторами в автотранспорт поперечными заходками с установкой автосамосвалов таким образом, чтобы средний угол поворота экскаватора не превышал 100°. Для подъезда автомашин используют выработанное пространство сбоку или позади экскаватора.

Определим количество экскаваторов с учетом резерва и ремонта:

N'_экс=1.2N_экс=1,29=10,8

Принимаем 11 экскаваторов.

1.4.5 Расчет параметров и количество экскаваторов перегрузочной площадки

В карьере размещены площадки для усреднения и перегрузки руды и скальных пород, доставленной на площадки от забойных экскаваторов автосамосвалами.

Параметры внутрикарьерного перегрузочного склада должны обеспечивать возможность складирования трехсуточного резервного запаса полезного ископаемого для обогатительной фабрики комбината. Переэкскавацию полезного ископаемого и скальных пород на перегрузочных площадках в средства железнодорожного транспорта целесообразно выполнять экскаваторами ЭКГ-8И.

Ширину рабочей площадки ЭКГ-8И определим с условием размещения основного железнодорожного пути и заездов. Ширину отсыпаемого блока с учетом двухстороннего маневра автосамосвала.

Определим параметры рабочей площадки.

Ширина рабочей площадки

Ш_РП=С₁+С₂+Ш_ТР+С₃+А_З , где

С₁ =3м -безопасное расстояние от кромки уступа;

С₂=3м- расстояние для размещения дополнительного оборудования;

Штр = 15 м- ширина транспортной полосы;

Сз = Зм -- безопасное расстояние от кромки отсыпанного блока;

Аз- ширина заходки.

А₃=1,7·R_ГУ=1,7·12,2=20,7м.

Принимаем 21 м, тогда:

Ш_РП=3+3+15+3+21=45 м.

Ширина отсыпного блока:

L_б=64+13+14=90 м.

Общая ширина перегрузочной площадки:

Ш_ПП=2 ·(Ш_РП+А₃)+L_лs=2·(45+21)+90=138м.

Сменная производительность экскаватора на перегрузочных площадках будет равна:

Q_год'=1,2· Q_год, где

1,2- коэффициент, учитывающий повышение производительности экскаватора на перегрузочных пунктах.

Расчет количества экскаваторов на перегрузочной площадке железистых кварцитов определяется по формуле:

N_экс=.

Принимаем 7 экскаваторов.

Определим количество экскаваторов с учетом резерва:

N'_экс=1.2N_экс=1,27=8,4?9.

Определим количества экскаваторов на перегрузочной площадке скальных пород:

N_экс=.

Определим количество экскаваторов с учетом резерва:

N'_экс=1.2N_экс=1,23=3,6.

Принимаем 4 экскаватора.

Всего на перегрузке принимаем 9+4=13 экскаваторов ЭКГ-8И.

1.5 Выбор вида транспорта

При разработке Лебединского месторождения железистых кварцитов принимаем комбинированный вид транспорта: железнодорожный транспорт в сочетании с грузовым автотранспортом. Это обусловлено большой глубиной разработки и большой протяженностью уступов.

Транспортирование осуществляется: а) железистых кварцитов из забоя до перегрузочных площадок - автомобильным, с перегрузочных площадок до обогатительных фабрик - железнодорожным транспортом; б) скальной вскрыши из забоя до перегрузочных площадок - автомобильным, от перегрузочных площадок до отвалов - железнодорожным транспортом; в) рыхлой вскрыши из забоя до отвалов - железнодорожным транспортом.

1.5.1.1 Тяговый расчёт железнодорожного транспорта

В качестве тягового средства железнодорожного транспорта принимаем агрегат ОПЭ-2М, состоящий из электровоза управления со сцепным весом 120 т и двух моторных думпкаров 5ВС-60. Агрегат работает на переменном токе, напряжением 10 кВ, в качестве транспортных сосудов принимаем думпкары 2ВС-105. Для вывозки кварцитов и вскрыши железнодорожным транспортом предусматриваем наличие перегрузочных площадок, расположенных в карьере.

Определяем массу прицепной части состава при равномерном движении по руководящему уклону ip = 50 ‰:

т, где

= 0,220,26 - коэффициент сцепления тяговых колес с рельсами;

_о = 5 Н/кН - основное удельное сопротивление движению поезда;

P_СЦ = 3646кН - сцепной вес тягового агрегата;

P = 3650 - вес локомотива;

iр = 50‰ - руководящий уклон.

Определяем наибольшую массу состава с грузом при трогании с места:

т, где

_тр = 47 Н/кН - удельное сопротивление при трогании состава с места;

i_тр = 50 Н/кН - сопротивление от уклона;

=0,280,34-коэффициент сцепления тяговых колес с рельсами при трогании с места;

= 1,25 - коэффициент инерции вращающихся масс;

а = 0,0250,05 м/с² - максимально допустимое ускорение при трогании.

Из полученных значений массы прицепной части локомотивосостава принимаем Мmin и определяем число думпкаров:

, где

q - грузоподъемность думпкара;

к_т=0,45 - коэффициент тары.

Принимаем в составе 9 думпкаров 2ВС-105.

Определяем скорость движения локомотива на различных участках пути:

1) Забойные тупики:

Сила тяги:

, где

Р_сц+Q = Р_сц+qg(1+Кт)n = 3646+1059,81(1+0,45)9 = 17088кН -

суммарный вес тягового агрегата и прицепной части локомотива,

i - уклон на данном участке пути;

_кр=Н/кН

- удельное сопротивление движению на криволинейных участках;

R = 1500 - радиус кривой;

l = 6000 - эмпирический коэффициент, характеризующий тип локомотива;

₀ = 4 Н/кН - сопротивление движению.

F_t1 = 17088· (5+15+4) = 410112 кН

Скорость движения в забойных тупиках:

v₁= км/ч, где



N = 5320 кВт - мощность агрегата.

_г = 0,9 - кпд генератора;

_в = 0,95 - коэффициент, учитывающий потери мощности на вспомогательном оборудовании;

_дз = 0,85 - кпд зубчатой передачи.

По ПТБ принимаем скорость на забойном участке 15км/ч.

2) Выездная траншея

Сила тяги:

F_T2 = (P_СЦ+Q)(₀+i) = 17088(5+50) = 939840 кН.

Скорость движения в выездной траншее:

v₂= км/ч.

По ПТБ принимаем скорость v₂ = 15 км/ч.

3) Постоянные пути на поверхности.

F_T3 = (P_СЦ+Q)(_o+i+_кр) = 17088(5+10+4) = 324672 кН.

Скорость движения на поверхности:

v₃ = км/ч.

По ПТБ принимаем скорость v₃ = 40км/ч.

1.5.1.2 Эксплуатационный расчёт железнодорожного транспорта

1) Перевозка железистых кварцитов

Объем перевозок по кварцитам 44 млн. т/год.

Расстояние транспортирования от карьера до обогатительной фабрики-12 км.

Суточная производительность карьера по руде равна:

Q_сут= т/сут, где

Q_год - годовая производительность карьера на добыче;

350 - время работы карьера в году.

Время рейса локомотива:

Т_р=t_гр+t_п+t_разг+t_пор+t_ож, где

t_гр - время движения груженого состава;

t_п - время погрузки;

t_разг - время разгрузки;

t_пор - время движения порожнего состава;

t_ож - время ожидания.

t_п = _дt_пд+n_мt_пм, где

n_м и n_пм - количество в составе, соответственно, думпкаров и мотор- вагонов;

t_пд и t_пм - время погрузки, соответственно, думпкара и мотор-вагона.

Определим вес руды в ковше экскаватора ЭКГ-8И:

q_k= т, где

Е = 8 м³ - емкость ковша экскаватора;

к_н = 0,8 - коэффициент наполнения ковша;

к_р = 1,6 - коэффициент разрыхления породы в ковше;

= 3,4т/м³ - объемная масса железистых кварцитов.

Находим количество ковшей для загрузки в думпкар:

n=, где

V_д - объем думпкара.

Проверим выполнение условия: Q_дQ_ф, где

Q_д - грузоподъемность думпкара,

Q_ф = 13,67 = 95,2 т - фактическая масса породы,

105>95,2 - условие выполняется.

Определим время погрузки думпкара:

t_пд = t_цn = 307 = 210 c = 3,5 мин.

Находим количество ковшей для загрузки мотор-вагона:

n=, где

V_м - объем мотор-вагона;

Принимаем n = 3.

Проверим выполнение условия: Q_м Q_ф , где

Q_м = 44т - грузоподъемность мотор-вагона;

Q_ф = 13,63 = 40,8 - фактическая грузоподъемность мотор-вагона;

44>40,8 - условие выполняется.

Определим время погрузки мотор-вагона:

t_пм = t_цn = 303 = 90 с = 1,5мин;

Время погрузки железнодорожного состава:

t_п = 93,5+21,5 = 34,5 мин.

Определим время движения груженого состава:

t_гр=мин, где

L₁ = 2км - длина забойного тупика;

L₂ = 4,2км - длина выездной траншеи;

L₃ = 5,8км - длина пути на поверхности.

Определим время разгрузки состава:

t_разг = t`_разгn = 3,511 = 38,5 мин, где

t'_разг - время разгрузки одного думпкара (летом t'_разг=1,52мин, зимой

t'_разг=35мин, принимаем t'_разг=3,5мин).

Определим время движения порожнего состава:

t_пор=мин, где

v_ср = 29,5 км/ч - средняя скорость движения.

Время ожидания погрузки и загрузки:

t_ож = 10мин.

Время оборота локомотивосостава:

Т_об = 34,5+33,5+38,5+24,41+10 = 140, 91 мин = 2,21 ч.

Число рейсов, которое может выполнить в сутки один состав:



n_р=, где

Т_сут = 22ч - время работы транспорта в сутки.

Необходимое число рейсов в сутки:

R=, где

Q_сут - суточный грузооборот карьера по железистым кварцитам;

К_н = 1,25 - коэффициент неравномерности движения;

Q_ф - фактическая масса кварцитов в составе.

Число одновременно работающих локомотивов:

N_р.в=.

Принимаем в работе на перевозке железистых кварцитов 17 составов: 17 электровозов, 34 мотор-вагонов, 153 думпкаров.

Определим пропускную способность двухпутной линии для каждого направления:

N_гр=, N_пор=, где

= 1мин - время, затрачиваемое на связь между раздельными пунктами, при полуавтоматической блокировке.

Принимаем пролускную способность двухпутной линии 74 пары поездов в сутки.

Провозная способность двухпутной линии равна:

М=т/сут, где

f = 1,1 - коэффициент резерва провозной способности.

Так как суточный грузооборот составляет 125714 т/сут, а провозная способность двухпутной линии равна 63129 т/сут, то для перевозки железистых кварцитов принимаем четырёхпутную линию с провозной способностью 126258 т/сут, что полностью обеспечивает суточную провозную способность.

2) Перевозка скальной вскрыши

Объем перевозок по скальной вскрыше составляет 6500000 м³/год.

Расстояние транспортирования от карьера до отвала скальной вскрыши 17 км.

Суточная производительность карьера по скальной вскрыше равна:

Q_сут = т/сут,

где 2,8 - объёмный вес скальной вскрыши.

Определим время оборота локомотивосостава:

Т_об = t_п+t_гр+t_разг+t_пор+t_{ож .}

Время погрузки состава:

t_п = n_дt_пд+n_мt_пм, где

n_д и n_м - количество в составе, соответственно, думпкаров и мотор-вагонов;

t_пд и t_пм - время погрузки, соответственно, думпкаров и мотор-вагонов.

Определим вес скальной вскрыши в ковше экскаватора ЭКГ-8И:

q_н= т, где

Е = 8 м³ - емкость ковша экскаватора;

К_н = 0,8 - коэффициент наполнения ковша;

К_р = 1,6 - коэффициент разрыхления породы в ковше;

= 2,7 т/м³ - объемная масса скальной вскрыши.

Находим количество ковшей для загрузки думпкара:

n=,где

V_д - объем думпкара.

Принимаем n = 8.

Проверим выполнение условия: Q_дQ_ф, где

Q_ф - фактическая масса породы,

Q_д - грузоподъемность думпкара.

Q_ф = 10,88 = 86,4 т,

105>86,4 - условие выполняется.

Определим время погрузки думпкара:

t_пд = t_дn = 308 = 240 с = 4 мин.

Находим количество ковшей для загрузки мотор-вагона:



n=, где

V_м - объем мотор-вагона.

Принимаем n = 3.

Проверим выполнение условия: Q_мQ_ф, где

Q_м - грузоподъемность мотор-вагона,

Q_ф = 10,83 = 32,4 т,

44>32,4 - условие выполняется.

Определим время погрузки мотор-вагона:

t_пм = t_цn = 3031 = 90 c = 1,5мин.

Общее время погрузки локомотивосостава:

t_п = 94+21,5 = 39 мин.

Определим время движения груженого состава:

t_гр=мин, где

L₁ = 2км - длина забойного тупика;

L₂ = 4,2км - длина выездной траншеи;

L₃ = 10,8 - длина пути по поверхности.

Определим время разгрузки состава:

t_разг = t'_разгn = 3,511 = 38,5 мин, где

t'_разг - время разгрузки одного думпкара (летом t'_разг=1,52мин, зимой t'_разг=35мин, принимаем t'_разг=3,5мин).

Время движения порожнего состава:

t_пор=мин.

Время ожидания погрузки и разгрузки:

t_ож = 10мин.

Т_об = 39+41+38,5+34,58+10 = 163,08 мин = 2,43 ч

Число рейсов, которое может выполнить в сутки один состав:

n_р=, где

Т_сут = 22 ч - время работы транспорта в сутки.

Необходимое число рейсов в сутки:

R=, где

Q_сут - суточный грузооборот по скальной вскрыше;

К_н = 1,25 - коэффициент неравномерности движения;

Q_ф - фактическая масса породы в составе.

Определим число одновременно работающих локомотивов:

N_рл=.

Принимаем в работе на перевозке скальной вскрыши 9 составов:

9 электровозов, 18 мотор - вагонов и 81 думпкара.

Определим пропускную способность двухпутной линии для каждого направления:

N_гр= , N_пор=, где

= 1 мин - время, затрачиваемое на связь между раздельными пунктами, при полуавтоматической блокировке.

Принимаем пропускную способность двухпутной линии 74 пары поездов в сутки. Определим провозную способность двухпутной линии:

М=т/сут, где

f = 1,1 - коэффициент резерва провозной способности.

Так как суточный грузооборот составляет 52000 т/сут, а провозная способность двухпутной линии 56671 т/сут, то перевозка скальной вскрыши полностью обеспечивается.

3) Перевозка рыхлой вскрыши

Объем перевозок по рыхлой вскрыше составляет 6500000 т/год. Расстояние транспортирования от карьера до отвала рыхлой вскрыши 15 км.

Суточная производительность карьера по рыхлой вскрыше равна:

Q_сут = т/сут, где

1,8 - объёмный вес рыхлой вскрыши.

Определим время оборота локомотивосостава:



Т_об = t_п+t_гр+t_разг+t_пор+t_ож, где

t_п = n_дt_пд+n_мt_пм - время погрузки состава,

n_д и n_м - количество в составе, соответственно, думпкаров и мотор-вагонов;

t_пд и t_пм - время погрузки, соответственно, думпкара и мотор-вагона.

Определим вес рыхлой вскрыши в ковше экскаватора ЭКГ-8И:

q_к=, где

Е = 8 м³ - емкость ковша экскаватора;

К_н = 0,8 - коэффициент наполнения ковша;

К_р = 1,2 - коэффициент разрыхления породы в ковше;

= 1,8т/м³ - объемная масса рыхлой вскрыши.

Находим количество ковшей для погрузки в думпкар:

n=, где

V_д - объем думпкара.

Проверим выполнение условия: Q_дQ_ф, где

Q_д - грузоподъемность думпкара;

Q_ф - фактическая масса породы,

Q_ф = 9,68 = 76,8 т;

105>76,8 - условие выполняется.

Определим время погрузки думпкара:



t_пд = t_цn = 308 = 240 c = 4 мин.

лебединский месторождения железистый кварцит механизация

Находим количество ковшей для загрузки мотор-вагона:

n=, где

V_м - объем мотор-вагона.

Проверим выполнение условия: Q_мQ_ф, где

Q_м - грузоподъемность мотор-вагона;

Q_ф = 9,63 = 28,8 т;

44>28,8 - условие выполняется.

Определим время погрузки мотор-вагона:

t_пм = t_цn = 303 = 90 с= 1,5 мин.

Время погрузки состава:

t_п = 94+21,5 = 39 мин.

Определим время движения груженого состава:

t_гр= мин, где

L₁ = 2 км - длина забойного тупика;

L₂ = 4,2 км - длина выездной траншеи;

L₃ = 8,8 км - длина пути по поверхности.

Определим время разгрузки состава:

t_разг = t`_разгn = 3,511 = 38,5 мин, где

t'_разг - время разгрузки одного думпкара (летом t`<sub>разг</sub>=1,52мин, зимой t'<sub>разг</sub>=35мин, принимаем t`_разг=3,5мин).

Определим время дижения порожнего состава:

t_пор = мин.

Время ожидания погрузки и разгрузки: t_ож = 10мин.

Т_об = 39+38+38,5+30,51+10 = 156 мин = 2,4 ч.

Количество рейсов, которое может выполнить в сутки один состав:

n_р=, где

Т_сут = 22ч - время работы транспорта в сутки.

Необходимое количество рейсов в сутки:

R=, где

Q_сут - суточный оборот карьера по рыхлой вскрыше;

К_н = 1,25 - коэффициент неравномерности движения;

Q_ф - фактическая масса породы в составе.

Определим количество одновременно работающих локомотивов:

N_р.л=.

Принимаем к работе на вывозке рыхлой вскрыши 6 составов: 6 электровозов, 12 мотор-вагонов, 54 думпкары.

Определим пропускную способность двухпутной линии для каждого направления:

N_гр=, N_пор=, где

= 1 мин - время, затрачиваемое на связь между раздельными пунктами, при полуавтоматической блокировке.

Принимаем пропускную способность двухпутной линии 74 пары поездов в сутки.

Определим пропускную способность двухпутной линии:

М=т/сут, где

f = 1,1 - коэффициент резерва провозной способности.

Так как суточный грузооборот составляет 33429 т/сут, а пропускную способность двухпутной линии - 50374 т/сут, то перевозка рыхлой вскрыши полностью обеспечивается.

Инвентарный парк локомотивов:

N_л.инв = N_раб+N_рем+N_рез+N_хоз, где

N_раб, N_рем ,N_рез ,N_хоз - соответственно число локомотивов, занятых на перевозке железистых кварцитов и вскрыши, находящихся в ремонте,

в резерве и на хозяйственных работах.

N_раб = 17+9+6 = 32;

N_рем = 0,15N_раб = 0,1532 ? 5;

N_рез = (0,050,1)N_раб = 0,132 ? 3;

N_хоз = 34;

N_л.инв = 32+5+3+4 = 44.

Принимаем N_л.инв= 44 локомотив.

Определим инвентарный парк думпкаров:

N_д.инв = N_д.рабК_д , где

N_д.раб - число думпкаров, занятых на перевозке железистых кварцитов и вскрыши;

К_д = 1,251,3 - коэффициент, учитывающий думпкары, находящиеся в ремонте и резерве.

N_д.раб = 153+81+54 = 288;

N_д.инв = 2881,25 = 360.

Принимаем N_д._инв = 360 думпкаров.

1.5.2 Автомобильный транспорт

Для транспортирования горной массы от забоя до перегрузочной площадки предусматриваем автомобильный транспорт автосамосвалы БелАЗ-75131, грузоподъемностью 110 т.

1.5.2.1 Эксплуатационный расчет

Масса руды в одном ковше экскаватора:

т, где

Е=8м³ - емкость ковша экскаватора ЭКГ-8И;

К_н=0,8 - коэффициент наполнения ковша;

К_р=1,6 - коэффициент разрыхления породы в ковше;

г - объемная масса, т/м³.

т.

т.

Количество ковшей для загрузки автосамосвала:

Принимаем 8 ковшей при загрузке автосамосвала кварцитами.

Принимаем 8 ковшей при загрузке автосамосвала скальной вскрышей.

Масса породы в кузове после загрузки:

Q=q_к·n

Q_кв=13,6·8=108,8 т.

Q_св=13,6·8=108,8 т.

Коэффициент загрузки автосамосвала:

Время рейса автосамосвала:

Т_р=t_п+t_гр+t_разгр+t_пор+t_д мин, где

t_п=t_ц·n - время погрузки;

t_гр+t_пор=мин.

- сумма времени движения груженого и порожнего автосамосвала, где

L - длина транспортирования;

v_гр, v_пор - скорости движения груженого и порожнего автосамосвала соответственно;

К_рз=1,1 - коэффициент, учитывающий разгон и замедление автосамосвала в процессе движения.

t_р=1,5 мин - время разгрузки;

t_д=1 мин - время маневров.

Время рейса при перевозке кварцитов:

t_п=26·8=208с=3,5мин;

Время рейса при перевозке скальной вскрыши:

t_п=26·8=208с=3,5мин;

мин;

Т_р=3,5+9,52+1,5+1=15,5 мин.

Сменная производительность автосамосвала:

т;

т.

Эксплуатационная производительность:

Q_э=Q_см·K_в ,т

где К_в=0,7 - коэффициент использования сменного времени.

Q_э.кв=3372·0,7=2360 т;

Q_э.св=2575·0,7=1802 т.

Необходимое количество автомобилей:

.

Количество автомобилей при перевозке кварцитов:

Принимаем 5 автосамосвалов на перевозке кварцитов. На добыче работает 9 экскаваторов ЭКГ-8И, исходя из этого принимаем 45 автомобилей в смену.

Инвентарный парк автомобилей:

Количество автомобилей при перевозке скальной вскрыши:

.

Принимаем 5 автосамосвалов на перевозке скальной вскрыши. На скальной вскрыше работает 4 экскаватора ЭКГ-8И, исходя из этого, принимаем 20 автомобилей в смену.

Инвентарный парк автомобилей:

.

Всего количество автомобилей на скальной вскрыше и на добыче составляет:

N_общ=N_д+N_с.в.=25+57=82 автосамосвала.

Пропускная способность автодороги:

шт., где



v=25 км/ч - средняя скорость движения;

n_п=2 - число полос движения;

l_min=70 м - безопасная дистанция между автомобилями;

K_нд=0,7 - коэффициент неравномерности движения.

Проводная способность автодороги:

т/ч

Для транспортирования горной массы от забоя до перегрузочной площадки предусматриваем автомобильный транспорт - автосамосвалы БелАЗ-75131, грузоподъемностью 110 т. Расчет грузовместимости автосамосвала:

где

=0,75 - коэффициент наполнения ковша экскаватора;

-емкость ковша;

=3,4 т/м³- объемный вес руды.

т.

Ближайшим по типу является автосамосвал БелАЗ-75131 грузоподъемностью 110 т, следовательно, тип БелАЗа выбран верно.

Автодороги в карьере принимаем второй категории покрытия, сборно-разборными плитами из железобетона, временные дороги имеют щебеночное покрытие, ширина проезжей части - 14,5 м, продолжительный наибольший уклон - 80‰.

Для ухода за автодорогами принимаем грейдеры, снегоочистители, поливальные и другие машины.

1.6 Отвалообразование

Согласно принимаемой системе разработки, отвалы расположены в юго-западном направлении на расстоянии 10,8 км и 8,8 км скальной и рыхлой вскрыши соответственно. Принимаем экскаваторное отвалообразование. При использовании механической лопаты, отвальный уступ разделен на 2 подуступа. Экскаватор, установленный на кровле подуступа перелопачивает породу, поступающую из карьера в приемный бункер шириной по фронту разгрузки 1420 м, глубиной 0,81 м. Вместимость бункера 115 емкостей порожнего состава.

По транспортным путям состав подается на отвал думпкарами вперед. Исходя из физико-механических характеристик пород укладываемых в отвал, применяем следующую схему организации работ экскаватора на отвале:

- укладка породы производится одновременно в верхнем и нижнем подступах отвала;

- после заполнения заходки экскаватор возвращается в первоначальное положение;

- длину отвального тупика принимаем 2000 м;

- высоту уступа на отвал принимаем: для скальной породы - 30м, для рыхлой вскрыши - 15м.

Количество составов, которое может быть разгружено в отвальном тупике в сутки:

, где

F = 0,95 - коэффициент неравномерности работы отвального тупика;

t_РАЗ=38,5 мин - время разгрузки состава;

, где

L- расстояние до отвала, км;

V_cp=25 км/ч - средняя скорость движения состава.

;

;

;

.

Приемная способность отвального тупика в сутки:

, где

n_М=2 и n_Д=9 - количество моторвагонов и думпкаров соответственно;

V_M=20 м³ и V_Д=48,5 м³ -объем моторвагона и объем думпкара.

;

.

Продолжительность работы отвального тупика между двумя переукладками пути:

, где

l=27 м - шаг переукладки;

L=2000 м - длина тупика;

Н₀ - высота уступа.

;

.

Количество отвальных тупиков в работе:

, где

Q_ГОД - годовой объем вскрыши, м³.

;

.

Принимаем 3 отвальных тупика на скальной вскрыше и 2 отвальных тупика на рыхлой вскрыше.

Количество экскаваторов принимаем по количеству отвальных тупиков:

- на скальной вскрыше - 4 экскаватора;

- на рыхлой вскрыше - 3 экскаватора.

Сменная производительность экскаватора ЭКГ-8И на отвале рыхлой вскрыше составляет:

Q_см=Q_тt=4068=3248м³/см, где

t- число часов сменного времени.

При работе в 3 смены суточная производительность одного экскаватора равна 9744 м³/сут, а при приемной способности отвального тупика по рыхлой вскрыше 9053,5 м³ в сутки, один экскаватор сможет обслужить один отвальный тупик.

Определим сменную производительность экскаватора отвального пункта скальной вскрыши:

Q_см=Q_тt n_см1,2 =261831,2=7516,8м³/сут, где

n_см- число рабочих смен в сутки;

1,2-коэффициент, учитывающий повышение производительности экскаватора.

Приемная способность отвального тупика по скальной вскрыше составляет 7147,5 м³ в сутки.

Следовательно, количество экскаваторов на отвалах выбрано верно.

1.7 Рекультивация

Одним из важнейших направлений в области охраны природы является рекультивация земной поверхности, нарушенной в период строительства карьера и его отработки, основными процессами горнотехнической рекультивации на проектируемом карьере являются:

- Плодородный слой чернозема снимается и складируется.

- Вскрышные породы вывозятся за пределы карьера в отвал и укладываются в определенном порядке.

- На отвал, предварительно спланированный, со склада доставляется чернозем и разбрасывается толщиной 40-50 см.

Для снятия, транспортировки чернозема в склады принимаем самоходные скреперы типа Д-392 мощностью двигателя 375 л.с., емкостью ковша 15 м³, расстояния транспортирования в среднем составляет 1200 м. Время загрузки 60сек., время разгрузки -30сек., скорость движения груженного скрепера -25 км/ч, порожнего-50 км/ч.

Время рабочего цикла:

T_Ц=t_З+t_r+t_p+t_П (мин), где

t_З =60 сек, время загрузки ковша скрепера;

t_r =время грузового хода скрепера;

t_p =30 сек, время разгрузки ковша скрепера;

t_r =1,2/25=0,048 ч.=2,9 мин.;

t_П =время хода порожнего скрепера;

t_П =1,2/50=0,024 ч. =1,4 мин;

T_Ц=1+2,9+0,5+1,4=5,8 мин.

Эксплуатационная производительность скрепера: