Анализ и проектирование карьерного поля №5 Экибастузского бассейна

Размещено на http://www.allbest.ru/

Тема:

Анализ и проектирование карьерного поля №5 Экибастузского бассейна



Содержание

Введение

1. Геологическая часть

2. Горногеомерический анализ карьерного поля. Производительность и режим работы карьера

3. Вскрытие карьерного поля

4. Система разработки и средства комплексной механизации горных работ

5. Подготовка горных работ к выемке и погрузке

6. Выемочно-погрузочные работы

7. Карьерный транспорт

8. Отвалообразование

9. Рекультивация земель, нарушенных открытыми горными разработками

10. Аэрология карьера

11. Организация водоотлива

12. Электроснабжение

13. Ремонт горного и транспортного оборудования

14. Охрана труда

15. Экологическая часть

16. Технологический комплекс. Поверхность

17. Автоматизация производственных процессов

18. Экономическая часть

Заключение

Список литературы



Введение

Цель выполнения дипломного проекта - дать возможность будущим руководителям, организаторам, экономистам знания в области целенаправленного осуществления производственной деятельности применительно к открытым горным работам, что и доказывает актуальность выбранной темы.

Основным содержанием дипломного проекта является проектирование технологии и комплексной механизации открытой разработки карьерного поля, а также технология, механизация и автоматизация производственных процессов. Проект составляется на базе конкретного месторождения с учетом горно-геологических и климатических условий.

Дипломный проект состоит из 18 разделов.

В разделе «Геология» рассмотрены общие сведения о месторождении, его геологическая характеристика, гидрологические, гидрогеологические и горно-геологические условия, а также характеристика полезного ископаемого.

Основные параметры, годовая производительность карьера рассчитаны в разделе «Горно-геологический анализ карьерного поля, производительность и режим его работы».

Одним из основных вопросов проектирования открытой разработки, решаемого в комплексе с вопросами проектирования системы разработки, является вскрытие карьерного поля, что находит отражение в одноименном разделе.

В разделе «Система разработки и схема комплексной механизации» решаются следующие вопросы: определение возможных в данных условиях вариантов систем разработки, определение ее параметров.

Раздел «Подготовка горных пород к выемке и погрузке» знакомит с изменениями состояния массива горных пород в степени, обеспечивающей высокопроизводительную работу выемочно-погрузочного и транспортного оборудования.

В дипломном проекте необходимо рассмотреть технологию и механизацию выемочно-погрузочных работ для вскрышных и добычных работ в аналогичном разделе.

В разделе «Карьерный транспорт» следует определить вид и количество применяемого транспорта. Следует рассчитать площадь и емкости для организации складирования породы и место расположения отвала рассчитывается. Также в дипломном проекте нужно рассмотреть вопрос о рекультивации земель, нарушенных открытыми горными работами в одноименном разделе диплома.

В разделе «Аэрология карьера» необходимо описать характеристику природных условий района и оценить эффективность естественного проветривания.

Объем главного водосборника и водоотливной установки требуется рассчитать в разделе «Организация водоотлива».

В данном проекте необходимо определить потребителей и источники электроэнергии для основных токоприемников и освещение карьера в разделе «Электроснабжение».

Также следует рассмотреть в разделе «Ремонт горного и транспортного оборудования» возможность ремонта горного и транспортного оборудования.

В разделе «Охрана труда» нужно произвести анализ опасностей и вредностей, технику безопасности на разрезе.

В разделе «Промышленная экология» следует обосновать технологические решения и мероприятия по охране окружающей среды.

В разделе «Автоматизация производственных процессов и управлении производством» следует описать автоматизированные системы управления горно-техническими процессами.

В экономической части определяются затраты по строительству проектируемого предприятия и по отдельным процессам эксплуатационных работ по добыче полезных ископаемых открытым способом.

1. Геологическая часть

Общая характеристика района и бассейна

Экибастузский каменноугольный бассейн расположен в Павлодарской области в 130 км от областного центра г.Павлодара на трассе железной дороги, соединяющей города Павлодар и Астана.

В непосредственной близости от бассейна проходит автострада

Караганда-Павлодар и канал Иртыш-Караганда основной источник питьевого и технического водоснабжения.

На поле бассейна в настоящее время действуют: в северо-западной части угольный разрез "Северный" мощностью 22 миллиона тонн, в южной части разрез "Богатырь" мощностью 52 миллион тонн.

Климат района резко континентальный с коротким жарким летом и

холодной, малоснежной и длинной зимой. При среднегодовой температуре воздуха +2-30, в декабре она понижается до минус 40-45 градусов, а в июле повышается до плюс 35-40 градусов.

Среднегодовые суммы осадков составляют около 200 мм. Мощность снегового покрова не превышает 8-10 см.

Рельеф поверхности равнинный, слабо всхолмленный. Средняя отметка поверхности +200 м.

Исходя из качественной характеристики и трудности обогащения,

Экибастузские угли непригодны для использования в коксохимической промышленности, но могут быть рекомендованы в рядовом виде как энергетическое топливо для пылевидного сжигания. Более чем тридцатилетняя практика использования Экибастузских углей в качестве энергетического топлива показало высокую эффективность их сжигания на крупных электростанциях.

Карьерное поле №5 находится в южной части Экибастузского каменноугольного бассейна. В настоящее время данное поле разрабатывается разрезом «Богатырь».

Геологическое строение

Стратиграфия

Экибастузский бассейн в структурном отношении приурочен к одноименной гребен-синклинали, развитие аргиллитов, алевролитов и мелкозернистых песчаников, в низах подсвиты, залегают 10-метровые толща темных углистых сланцев, среди которых находится слой (1 метр) хорошо выдержанного во всем бассейне светло-серого пеплового туфа и угольные пласты 1,2. Пласты 3-6 расположены выше по разрезу.

Надкарагандинская свита - верхняя часть разреза угленосные толщи мощностью до 400 метров содержат 10 угольных пластов непромышленного значения (7-12). Граница с карагандинской свитой проводится условно по пласту 6. В нижней части свиты преобладают тонкоотмученные осадки. В верхней - русловые песчаники, среди которых встречается прослой гранитов. Палеогеновые отложения лежат на размытой поверхности палеозойских пород.

Представлены они пестроцветными глинами и тонкозернистыми кварцевыми песчаниками, среди которых встречаются кварциты в виде прослоев или крупных линз. Мощность палеогеновых отложений составляет 0-12 м, в среднем 5-6 м.

Четвертичные отложения расположены почти повсеместно. Среди них выделяются озерные и демовиально-промивиальные осадки. Первые представлены глинами, вторые разнообразными суглинками и супесями. Мощность до 2 метров.

Тектоника

Экибастузский каменноугольный бассейн в структурном отношении представляет мульду, сложенную девонскими и каменноугольными отложениями, залегающими на эффективных образованьях верхнего ордовика и несогласно перекрытые отложениями, залегающими на эффективных образованьях верхнего ордовика и несогласно перекрытые отложениями палеогенового и четвертичного возрастов.

Песчано-сланцевая толща верхнего девона перекрывается известняками, мергелями, песчаниками и сланцами туркейского яруса нижнего карбона общей мощностью до 285 м, на которых залегают угленосные отложения ащлярикской, карагандинской и надкарагандинской свит нижнего и среднего карбона общей мощностью до 1500 м, представленные переслаиванием песчаников, известняков, алевролитов и углей.

Отложения палеогена представлены глинами и песками мощностью 5-6 м, а четвертичные - делювиальные суглинками и супесями мощностью до 3 м и озерными осадками (глинами и глинистыми осадками).

В тектоническом отношении бассейн представляет собой асимметричную мульду, вытянутую с северо-запада на юго-восток на 24 км при максимальной ширине 8,5 км. Общая площадь мульды 163 км2.

Угленосная часть мульды имеет размеры соответственно 12 и 6 км. С северо-востока мульда ограничена крупным сбросом с амплитудой более 400 м.

Северо-западная (участок 1) и юго-восточная (участки 5,6,7,8) части мульды имеют спокойное пологое залегание пластов, северо-восточная (участки 4,11,12) и юго-западная часть (участки 2,3,9,10) - крутое, с углами падения слоев свыше 650.На последних участках тектонические нарушения нашли свое выражение в многочисленных разрывных нарушениях, частота которых возрастает от пласта 1 к пласту 4.

С глубиной по направлению к оси мульды пласты выполаживаются почти до горизонтального залегания. Максимальная глубина погружения пласта 1 не превышает 550м, нижнего пласта 4-760 м от поверхности.

Зольность геологического рядового угля всех пластов высокая, причем на глубоких горизонтах несколько выше. Увеличение зольности углей объясняется повышенной минерализацией их и особенно замещением угольных пачек породными прослоями. Какой либо закономерности в изменении зольности в углях по площади не установлено. Наименьшую зольность имеет пласт 1 (34,4-36,1), наибольшую пласт 3 (46,7-47,1). Очень высокой зольностью характеризуется пласт 4.

Вмещающие породы бассейна представлены со стороны кровли пласта 1 аргиллитами, алевролитами и песчаниками, а со стороны почвы пласта 3- углистыми породами, алевролитами и песчаниками.

Физико-механические свойства пород изменяются в широких пределах в зависимости от глубины залегания и литологических разностей. Прочность вскрышных пород возрастает с глубины 50-70 максимального значения прочность песчаников и алевролитов достигает на глубине 200-250 м, аргиллитов на глубине 100-150 м. Вмещающие породы характеризуются средней крепостью и при разработке требуют применения буровзрывных работ.

Верхняя толща вскрышных пород представлена глинистыми тонко- и среднезернистыми песками и суглинками. Глубина их залегания обычно не превышает 10-12 м, на этих же глубинах залегают наиболее крепкие скальные конкреции, разработка которых роторным экскаватором затруднительна. В связи с этим предусматривается верхний вскрышной уступ высотой 12-13 м отрабатывать одноковшовым экскаватором с погрузкой в железнодорожный транспорт.

Горно-геологические условия залегания пластов на разрезе "Богатырь", в частности в районе замковой части синклинали, ограниченной с юга и запада выходом угольных пластов под наносы, с севера Р.л. 80 и с востока Р.л. 30, определили следующие показатели:

- запасы угля составляют 700 млн. т,

- объем вскрыши -175 млн. мЗ,

- коэффициент внешней вскрыши 0,25 мЗ/т

Распределение объемов вскрыши в рассматриваемом районе синклинали крайне неравномерно.

Карьерное поле №5 характеризуется спокойным залеганием пластов углы падения, которых не превышают 5-20 градусов.

Гидрологические и гидрогеологические условия

В геологическом строении Экибастузского угольного бассейна участвуют верхнедевонские, ниже и среднекаменноугольные отложения.

Угленосность месторождения связана с отложениями карагандинской свиты нижнего карбона, представленными переслаиванием песчаников, алевролитов, аргиллитов и углей. Перекрывающие карбон отложения намечена мощность 5- бм и представлены пестроцветными, тонкозернистыми глинами и глинистыми песками, а также делювиальными супесями и суглинками.

В тектоническом отношении месторождение представляет собой крупную мульду, вытянутую в меридиональном направлении, асимметричного строения с крутым (70-80 градусов) падением восточного крыла и пологим южным замком (5-20 градусов). Глубина зоны газового выветривания составляет 236 м. Угольная пыль всех пластов взрывоопасная.

Наличие замкнутой мульдообразной складки, равнинная местность с небольшими разностями отметок, определяют застойный характер подземных вод и их слабую циркулирующих в них вод выделены водоносные горизонты:

- в четвертичных отложениях озера Карабидаик;

- в песках верхнего палеогена;

- в отложениях нижнего и среднего карбона.

Водоносный горизонт в четвертичных отложениях озера Карабидаик распространен на западной и юго-западной окраине мульды и в пределах участков 9 и 10.

Представлен супесью, мощность которой достигает Юм.

Статистический уровень вод устанавливается на глубине 0,8-1,0м. Обводненность супесей незначительная. Коэффициент фильтрации составляет 0,076-0,121 м/сутки, водопроводными 0,4-0,6 м/сутки, водоотдача - 0,03-1,7%.

Водоносный горизонт в песках палеогена отмечен преимущественно в северной части мульды, образуют они отдельные небольшие линзы в пониженных участках рельефа пород карбона мощностью 0,4-0,6м.

Преобладающая глубина залегания б-8м. Воды пресные.

Водоносный комплекс пород нижнего и среднего карбона получил развитие на всей площади месторождения, приурочиваясь к отложениям ашлярикской, карагандинской и надкарагандинской свит.

Водоносность пород незначительная: коэффициент водопроницаемости колеблется в пределах от 0,1 до 0,5 м/сутки. В верхней части зоны выветривание (до глубины 30-35 м), трещенноватость и связанность с ней водоносность выше. С глубиной водоносность пород постепенно уменьшается и на глубинах более 100-120 м становятся безводными, за исключением отдельных пластов наиболее трещиноватых песчаников и каменных углей.

По данным гидрогеологических исследований наиболее обводнены породы на северо-западе месторождения. Здесь, до глубины 50-60 м, коэффициент водопроницаемости доходит до 0,8-1 м/сутки и быстро уменьшается с глубиной.

Резкое уменьшение водопроницаемости пород отмечается в южной части месторождения, коэффициент водопроницаемости не превышает 0,1 м/сутки и уменьшается до 0,01-0,03 м/сутки. В юго-восточной и восточной частях месторождения коэффициент водопроницаемости составляет 0,05-0,1 м/сутки.

Поток грунтовых вод в трещиноватых породах нижнего карбона движется на восток северо-восток с уклонами от 0,004 до 0,005.Средняя глубина залегания грунтовых вод составляет 12 м. В результате строительства и эксплуатации уровень грунтовых вод понизился.

Водопроницаемость пород карагандинской свиты от кровли пласта 1 к почве пласта 3 заметно уменьшается. Наиболее обводненным является пласт 1 (КФ до 6,3 м/сутки), менее водоносным - пласт 2 (КФ до 3,3 м/сутки) еще слабее обводнен пласт 3 (КФ до 2,5 м/сутки).

Даже в пределах одного пласта отмечаются высоководоносные интервалы, сопровождающиеся при вскрытии их квершлагами струйными вытеканиями, различными по интенсивности.

Для расчета прогноза притока, воды в разрезе "Богатырь" следует принять во внимание:

- изменение водоотдачи с глубиной прямо пропорционально изменение коэффициента фильтрации;

- коэффициент фильтрации горных пород и соответственно с этим радиус

депрессии в крест простирания значительно меньше, нежели коэффициент фильтрации по простиранию;

- источниками пополнения подземных вод являются только зимне-весенние осадки, причем инфильтрация происходит полностью.

Гидрогеологические условия ведения горных работ: замеры водопритока в дренажную шахту и гидрогеологические наблюдения за уровнем подземных вод по скважинам производятся один раз в месяц. Осушение разреза производится подземными горными выработками с дальнейшей откачкой воды в озеро Акбидаик. Скопление воды в разрезе не наблюдается, оползневых явлений не происходит. Приток воды по годам составил:

1995 год- 1110417 м3.

1996 год- 13 07443 м3.

1997 год- 1307400 м3.

В настоящее время откачка воды из дренажной шахты разреза

осуществляется двумя насосными установками, расположенными на горизонте +20 у наклонных стволов №1 и2. В каждой камере установлено по три насоса ЦНС-300-300 и проложено по два трубопровода по стволам Ду=250 мм и по поверхности до точки слива Ду=300 мм.

Во время ведения работ на горизонте-50 приток воды в дренажную систему увеличится и будет следующим:

- нормальный приток -780 мЗ/ч;

- максимальный приток-1050 мЗ/ч;

- ливневый приток в дренажную систему составляет 1 ЮОмЗ/ч;

Характеристика угольных пластов

Промышленная угленосность связана с отложениями карагандинской свиты нижнего карбона. Эта свита общей мощностью около 400 м заключает четыре пласта угля (сверху вниз) 1,2,3 и 4 средней рабочей мощностью соответственно 23,42,92 и 18 м.

Разрезом "Богатырь" намечается отрабатывать запасы угля разведочных участков 5,6,9,10 и их глубокие горизонты. Участки 5,6 характеризуется наклонным залеганием пластов, средний угол падения-10-15 градусов.

Участки 9,10 по характеру залегания угольных пластов довольно существенно отличаются от участков 5,6. Угол падения пласта колеблется в пределах 45-85 градусов. В данной части участков 5,6,9,10 пласты залегают почти горизонтально.

По выдержанности мощности пластов 1,2 и 3 являются относительно устойчивыми. Расстояние между пластами 1 и 2 составляет 3-4 м, между пластами 2 и 3 -от 0,5 до 15 м и между пластами 3 и 4 от 18 до 155 м.

Пласт 1 является верхним рабочим пластом. Строение пласта сложное. Он состоит на 30-50 угольных пачек мощностью 0,1-1,0 м, разделенных светлыми породными прослоями мощностью от 1 до 5 см. Прослоев углистых аргиллитов и алевролитов меньше.

Пласт 2 - наименее засоренный породными прослоями. Строение пласта сложное, характерно частое переслаиванием угольных пачек (0,2-2,0 м) со светлыми породными прослоями мощностью 1-5 см. Прослой, представленные углистыми аргиллитами и алевролитами, распространены локально, мощность их 0,1 -1,5 м, иногда до 3 м и более.

Пласт 3 - самый мощный из рабочих пластов и имеет очень сложное строение. Он включает 140-160 светлых прослоев песчано-глинистых пород мощностью 1-5 см, реже 5-10 см. Мощность углистых пачек от 0,1 до 1,5 м.

Породы внутренней вскрыши, в состав которых входят углистые и слабоуглистые аргиллиты и некондиционные по мощности или зольности угли, характеризуются сложным и частым их переслаиванием. Мощности их от 0,5 до 10 м и более.

Пласт 4 является относительно выдержанным, средняя общая мощность его по бассейну равна 18,9 м. Верхняя часть пласта (1,8-11,2 м) нерабочая и представлена углистыми породами. Для рабочей его части характерно частое переслаиванием угольных пачек (5-25 см) с тонкими (1-5 см) прослоями светлых пород песчано-глинистого состава.

Характеристики мощностей пластов 1, 2, 3 и 4 участков 5, 6 и 9 приведены в таблице 1.1.

Таблица 1.1

Средние показатели качества угля по разрезам Экибастузского бассейна

Разрез	Марка угля (технологи-ческая)	Назначение	Наимено-вание пластов	Зольность%	Массовая доля серы, %	Мас. доля рабочей влаги	Теплота сгорания, ккал/кг	Объемная масса, т/м3
1	2	3	4	5	6	7	8	9
Северный	Осэн	Энергетическое сырье	1	35,6/40,0	0,55	5,8	4132	1,6
			2	32,5/40,0	0,55	5,8	4427	1,56
			3	42,2/49,0	0,6	5,8	3305	1,74
			4	43,3/48,9	0,5	5,8	3314	1,74
Богатырь	Осэн	Энергетическое сырье	1	31,9/34,8	0,5	5	4640	1,54
			2	31,7/36,9	0,52	5	4470	1,56
			3	41,0/46,9	0,47	5	3600	1,69
			4	43,1/49,2	0,47	5	3420	1,74
Восточный	Осэн	Энергетическое сырье	1	33,1/36,0	0,67	5	4550	1,52
			2	31,2/36,1	0,54	5	4540	1,5
			3	40,5/47,3	0,54	5	3560	1,61
			4	43,4/49,5	0,42	5	3370	1,65

Таблица 1.2

Расчет промышленных запасов угля 1, 2 и 3 до горизонта -200 м

Наименование	Ед. изм.	Всего	Пласты 1,2	Пласт 3
Геологические запасы рядового угля	тыс. т	2.438.400,00	895.400,00	1.543.000,00
Эксплуатационные потери, всего	тыс. т%	67.005,00 2,77	28.904,00 3,20	38.101,00 2,52
Потери угля при раздельной выемке угольных и породных комплексов	тыс. т%	32.271,00 1,34	19.873,00 2,20	12.398,00 0,82
Потери угля при зачистке кровли пласта 1 и в почве пласта 2	тыс. т%	34.734,00 1,44	9.031,00 1,00	25.703,00 1,70
Засорение угля внутренней вскрыши	тыс. т%	17.489,00 0,74	11.829,00 1,39	5.660,00 0,35
Промышленные запасы рядового угля	тыс. т	2.388.884,00	878.325,00	1.510.559,00

Балансовые запасы на начало 1998 года составляют: 1334181 тыс. тонн, в том числе по:

пласту 1 - 185295 тыс. тонн;

пласту 2 - 296609 тыс. тонн;

пласту 3 - 577332 тыс. тонн;

пласту 4 - 274945 тыс. тонн.

Для обеспечения качества добываемого угля и его потерь угольные пачки и породные прослои суммарной мощностью 4 метра и более, и зольностью выше 55% вынимаются раздельно согласно ТУ- 12-21-086-92 . Глубина ведения добычных работ на конец отчетного года - 205 метров (гор.5).

Для ведения технологического процесса добычи угля, согласно утвержденных стандартов, геологической службой разреза ежедневно осуществляется документация угольных забоев. Геологическая документация добычных горизонтов сопровождалась отбором пластовых проб бороздовым методом. Пробы отбирались вкрест простирания пластов, пересекая все угольные пачки, ручным способом. Полученные результаты опробования используются технической службой разреза для составления на все экскаваторные забои геолого-технических работ, квартальных и годовых программ. На основании полученных результатов опробования пластов геологической службой пополняются горизонтальными планами, вертикальными сечениями по разведочным линиям, другими геологическими документациями. Данные о качестве угольных пластов и пачек используются дирекцией по качеству, для формирования маршрутов по теплоте сгорания, зольности, установлению контроля за соблюдением технологии отработки забоя.

2. Горно-геологический анализ карьерного поля.

Производительность и режим работы карьера.

Обоснование главных параметров карьера.

Под главными параметрами карьера понимают следующие его параметры:

- угол откоса нерабочего борта;

- конечная глубина карьера;

- размеры дна карьера;

- запасы полезного ископаемого в конечных контурах карьера;

- объем пород вскрыши в конечных контурах карьера.

Конечные контуры карьера определяются на момент завершения на данном месторождении или карьерном поле открытых горных работ. Наиболее распространенными являются определение конечных контуров методом сравнения контурных коэффициентов вскрыши, определяемых для различной глубины карьера, с величиной граничного коэффициента вскрыши. Граничный коэффициент вскрыши показывает, какое количество вскрышных пород максимум может выниматься из контура карьера для добычи одной тонны угля, чтобы стоимость одной тонны угля открытым способом не превысило стоимости добычи угля подземным способом.

Для условий угледобывающей промышленности центрального Казахстана величина граничного коэффициента вскрыши обычно оценивается в пределах 1,5-3,3 м3/т.

Принимаем для данного проекта глубину карьера до отметки 218 метров, что соответствует конечной глубине карьера Нкк = 200 м.

Для определения остальных главных параметров карьерного поля принимаем угол откоса нерабочего борта в соответствии с рекомендациями института «Карагандагипрошахт» равным рнб = 35 градусов.

Таким образом, величина главных параметров карьера, определенных перед горно-геометрическим анализом карьерного поля:

- конечная глубина карьера Нкк= 202м;

- угол откоса нерабочего борта Рнб = 35 градусов;

- длина карьера по дну Ь = 6000 метров.

Остальные главные параметры разреза устанавливаются в результате горно-геометрического анализа.

Горно-геометрический анализ карьерного поля

Горно-геометрический анализ производим по методике профессора Арсеньтева. Для этого в начале принимаем следующие ориентировочные значения:

3 рт = 75 метров - ширина дна разрезной траншеи:

Нг = 16 метров - высота горизонта.

Для определения области возможных режимов работ горных работ строим графики зависимостей

2 V = Г (ЕР) где:

ЕУ - накопленные объемы выемки вскрышных пород в последовательно отрабатываемых сверху вниз контура карьера;

ТУ - накопленная величина запасов угля в соответствующих контурах.

Эти зависимости строим для двух крайних случаев положения откоса рабочего борта карьера.

- для значения угла откоса (р -- >0, то есть когда горизонты отрабатываются последовательно, то есть отработка нижележащего горизонта начинаются только после полной отработки вышележащего;

- для значения угла откоса (р = рмах, то есть когда отработка производится традиционным способом. Но при ширине рабочей площадки, равной минимально допустимому значению, минимальную ширину рабочей площадки принимаем равной 75 метров.

Результаты подсчетов приведены в таблице 2.1. Соответствующие графики приведены на чертеже графической части проекта (лист 2).

Графики на листе 2 соответствуют двум крайним вариантам режима работ, которые на практике не реализуются. Для проектного решения принимаем один из режимов - график зависимости 2У = г (2Р), для которого будет располагаться в области между двумя ранее построенными графиками.

При этом принимаем график в виде ломанной линии, то есть состоящей из отрезков прямой линии поскольку прямолинейный график соответствует работе с постоянным коэффициентом вскрыши. По этой же причине, чем меньше число отрезков прямой составляющей данный график тем стабильнее работа карьера

В соответствии с типовыми технологическими схемами с учетом технологических решений принимаем нормальную ширину рабочей площадки 75 метров. Результаты подсчета объема вскрыши и запаса угля, вынимаемых при отработке соответствующего контура, приведены в таблице 2.1.

Режим работы и проектная мощность карьера.

Режим работы карьера на добычных и вскрышных работах принят круглогодовой. Число рабочих смен в сутки 2 продолжительность 12 часов каждая.

По буровзрывным работам принят двухсменный режим работы, число рабочих дней в году 278.

Исходя из задания на проектирование годовая производительность разреза установлена в размере 15 млн. тонн угля.

В соответствии с принятым режимом работы годовой режим работы составил 10500 тыс.м3.

Т = 702000000/15000000=46.8 лет.

Результаты горно-геологического анализа карьерного поля приведены в таблице 2.1.

Таблица 2.1

Результаты горно-геологического анализа карьерного поля

№ гор.	Запасы, п.и.	1 запасов, п.и.	V век	Е Увск.
186	49559972,2	41823421,2	31420555,2	220386267,2
170	110231974,6	72987829,6	65666335,2	313417103,2
154	169702853	141457327	114789159,6	396523015,6
138	227183232,4	207025348,4	178680740,4	470655492,4
122	276213458,6	289101300,6	257232789,6	535127749,6

График режима горных работ по этапам приведен в таблице 2.2.

3. Вскрытие карьерного поля

Обоснование технически возможных вариантов вскрытия карьерного поля на основании горно-геометрических условий месторождения.

При отработке пластов, направление отработки влияет на величину объемов выемки вскрыши, потерь и засорения угля. При селективной выемке - на величину пластов и породных комплексов.

Максимальные объемы вскрыши достигаются при разработке пластов от кровли к почве, так как высота рабочей зоны вскрышных горизонтов равна максимально текущей глубине разреза. При обратном направлении отработки от почвы кровли уменьшается высота рабочей зоны вскрышных работ на величину рабочих зон от углистых и нарезных горизонтов, при этом объемы внешней вскрыши минимальны.

Выемку углистых пластов 1,2 и 3 целесообразно отрабатывать 2-3 уступами.

Расположение траншей зависит от конкретных условий. Обычно выездные траншеи на вскрышные уступы располагают со стороны отвалов, а на добычные со стороны складов.

Так, под отвалы отделены земельные участки в западной части относительно разреза.

Вскрыша будет вывозиться через западную выездную траншею на отвал.

Уголь будет вывозиться по угольной капитальной траншеи.

Работы по вскрытию должны обеспечивать большие объемы горных работ по добыче полезного ископаемого и выемке вскрышных пород. В зависимости от вида применяемых транспортных средств и схем изменяется провозная способность карьерных путей. Необходимо, чтобы транспорт не ограничивал производительности разреза.

Учитывая значительную протяженность карьерного поля и отдаленность отвалов, целесообразно применение железнодорожного транспорта.

Среднесуточная провозная способность системы вскрывающих траншей должна быть равна или больше выхода горной массы с рабочих горизонтов.

W,> f*^ ,м3/сутки (3.1)

Или W с >-(f/ Те) * L p *h * hp * 1 p, м3 /сутки (3.2)

f - коэффициент резерва f> 1,25;

W - среднесуточный грузооборот разреза через данную систему

Те - число рабочих дней в году;

L p - протяженность фронта работ на одном рабочем уступе;

h- высота уступа, м;

hp - количество рабочих уступов обслуживаемых трассой;

1 p - годовое подвигание фронта рабочих уступов.

W с > (1,25/365)* 4200 * 16 * 4* 76,9 = 70788,9 м3 /сутки

Или через производительность экскаватора:

W (f * Q *m )/ Те, м3 /сутки (3.3)

Где Q - среднегодовая производительность экскаватора.

Рассчитав, имеем W=59521,2 м3 /сутки.

Количество вскрывающих траншей определяется по формуле:

N=QcyT.K./W (3.4)

QcyT.K. - суточная производительность карьера, м3.

Отсюда

N = 88652/70788,9=1 .

Таким образом, принимаем 1 вскрышную траншею.

Сравнение возможных вариантов вскрытия.

1. Вскрытие внешними, капитальными траншеями флангового заложения.

2. Вскрытие внутренними траншеями.

1 вариант.

При двух вскрываемых уступах объем внешней траншеи с общим выходом определяется по формуле:

4*Ну2 b 2 Ну 2b,*Hy2

V, =-----* (--+----)+------, м3, (3.5)

1 2 3*ctga i

где Ь-г - ширина транспортной бермы;

Ьт - при двух путном развитии = 12м;

b - ширина траншеи по низу;

Ну - высота уступа;

i-руководящий уступ;

а-угол откоса капитальной траншеи;

4* 202 30 2 *20 2 12 * 202

V = -------* (--- +--------) + ------------= Ю4922 м3

0,04 2 3ctg 65 0,04

Объем разрезной траншеи определяется:

V р, = (b + Ну * ctg а) * Ну *1, м3, (3.6)

Где 1 -- длина траншеи (9200м)

Vp.r =(30+20*0,46)* 20 *9200=6733200 м3

Тогда объем горно-строительных работ будет равен:

V,Kp=V,+Vp,= 7782421 м3, (3.7)

2 вариант

Объем горно-капитальных работ при вскрытии внутренней траншеей равен:

V,= Н2 *(ctgj - ctg уп) *(b/2 + Н/3 *(ctgj- ctg уп) *(ctg a / ctg yn), м3 (3.8)

Где Н - глубина траншеи, м.

j - угол наклона траншеи, град.;

у п - угол откоса нерабочего борта разреза =130 град.

А - угол откоса борта траншеи, град.;

b - ширина дна траншеи =30м.

Отсюда V = 729734,8м3

Необходимо учитывать объем дополнительного разноса борта при размещении внутренних траншей и объем вынимаемой горной массы из-за выполаживания борта карьера.

Vp=Ky*b Hi.M

Где К у - коэффициент удлинения трассы (1,1-1,2);

b - ширина дна траншеи, м;

Н к - конечная глубина залегания внутренней траншеи, м;

Таким образом, V р = 672000 м3.

Уд= 2*Н2 *(ctgy-ctga) *TI, м3 (3.10)

Где у - угол откоса борта разреза, град;

тг -- средняя протяженность борта, м.

Уд - 2*40 2 *(ctg 30 - ctg 65 ) *9200 = 229870 м3.

Тогда объем горно-капитальных работ составит:

VrKp=V,+Vp, +Vp+V„, (3.11)

Отсюда V гкр = 8364804,8 м3.

Следовательно, наиболее выгодным вариантом вскрытия принимаем 1 вариант.

Целесообразность выбора определяется еще рядом причин:

1. Создается возможность прямого независимого выезда с верхних уступов через капитальную траншею.

2. Дает возможность начать отработку углестых пластов, что обеспечивает минимальный объем вскрыши.

4. Подготовка горных пород к выемке и погрузке

Подготовка горных пород производится в целях их выемки. Выбор способа подготовки горных пород зависит вида, агрегатного состояния и свойств пород в массиве, мощности предприятия и других факторов.

Скальные и полускальные породы подготавливаются к выемке взрывным способом. Породы Экибастузского месторождения представлены песчаниками, алевролитами, аргиллитами, пластами угля и углестых аргиллитов.

Коэффициент крепости от 2 до 8 по шкале профессора Протодьяконова, что требует проведения взрывных работ.

Угли, крепость которых f > 1,5 ч 3 можно взрывать на сотрясение, чтобы обеспечить селективную выемку.

По сопротивлению взрыву данные породы относятся к средне взрывным, III категория взрываемости. Удельный расход ВВ от 0,3-0,35 кг/м. По буримости по II классу, средняя трудность бурения, показатель трудности бурения Пб = 9.

Уголь относится к лекговзрываемым породам, I категория взрываемости, удельный расход 0,15 - 0,2 кг. Показатель буримости Пб = 4.

Любой взрыв должен быть выполнен по заранее поставленному проекту. При этом пользуемся проектным удельным расходом ВВ.

Проектный расход удельных ВВ определяется по формуле:

а>с]*К*ТС*К*К*К*К*ЪС ("S 1 ">

Чп Чэ *т - д оп * в v оэ вв v-1

где Ют - коэффициент, учитывающий трещиноватость массива, так как втрещиноватом массиве неизбежны потери энергии ВВ.

К,=1,21ср+0,2; (5.2)

Здесь: 1ср - среднее расстояние между трещинами в массиве;

Принимаем 1ср=0,5,

Кт- = 1,2*0,5+0,2=1,16;

Принимаем: Кт =1,

Коз - коэффициент, учитывающий среднесосредоточенность скважного заряда для лекговзрываемых пород при диаметре скважины 160 мм,

Коз =0,95,

Кд - коэффициент, учитывающий требуемую степень дробления - для взрывания на сотрясение принимаем Кд = 1,0;

Квв - коэффициент пересчета расхода эталонного ВВ к расчету реального

ВВ - для взрывания принимаем зерногрануллит 79/21, для которого Квв = 1;

Коп - коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей - для короткозамедленного взрывания Коп = 5,0;

Ку - коэффициент, учитывающий величину уступа:

Ку= з /Ну , при Ну > 15м, (5.3)

Здесь Ну - высота уступа, м;



Ку= з [61/5 = 1,19 (5.4)

Отсюда = 16 * 0,8 * 0,85 * 4,5 * 1,19 = 58,3 г/м3

По условию предотвращения возникновения порогов в почве уступа величину линии сопротивления по подошве (Л.С.П.П.) определяем по формуле:

Won= 53 * К,* do * (Л/(у* Квв)), м (5.5)

Подставляя в формулу (5.5) значения, принятые выше, получим:

Won= 53 * 0,8 * 0,16 * ^ (I/1,49)- 5,6 м

здесь: А - 1 кг/дм3 - плотность заряжения при механическом способе у = 1,49 т/м3 - плотность угля.

Предельная величина Л.С.П.П. для короткозамедленного взрывания определяется по формуле:

Wnp-Won (1,6-0,5m) (5.6)

где: m - коэффициент сближения скважин - для легковзрываемых пород при взрыве на сотрясание принимаем m = 0,8.

Отсюда: Wnp = 5,6 * (1,6 - 0,5 * 0,8) = 6,7 м (5.7)

Принимаем окончательно Wnp = 7 м

Проверим полученное значение по условию безопасного обуривания

Wnp >Hy*ctga+3 (5.8)



где а - угол откоса уступа.

При выемке роторными экскаваторами откос уступа находится в пределах от 65° до 75°. Принимаем а = 70°.

Отсюда: Wnp > 25 * ctg 70° + 3 = 12 (5.9)

Поскольку Wnp = 7 м, условие не выполняется. Для выполнения этого условия принимаем взрывание наклонными скважинами. Угол наклона скважины принимаем равным углу откоса уступа. Тогда:

Wnp > Ну * (ctg р - ctg ос + 3) = 3 (5.10)

и условия безопасного обуривания блока выполнено.

Параметры сетки скважин определяем следующим образом:

a=m*Wnp=0,8* 7=5,6 (5.11)

принимаем а = 5,6 м.

Расстояние между рядами скважин б = а.

Окончательно принимаем квадратную сетку скважин: а == 6 м, в = 6 м.

Потребный вес скважинного заряда.

Оэ=Яп*а*б*Ну,кг. (5.12)

Подставляя в (5.12) значения, получим:

Оэ = 0,081 * 6*6* 25 =72,9 кг.

Определим параметры скважинного заряда.

Длина, занимаемая зарядом ВВ:

loo =0э/7,85 *dc2*A,м. (5.13)

где: dc - диаметр скважины, дц;

А - плотность заряжания, кг / дм3.

Отсюда:

loo =72,9/7,85* 1,62* 1=3,6м.

Длина забойки должна быть не менее величины Л. С. П. П.

Принимаем L, = 6 м.

Длину перебура устанавливаем в размере 1м = 1 м.

Таким образом, оставшаяся часть скважины:

1ооо= 22,2+1 -6- 3,6= 14,4м (5.14)

Поскольку взрывание производится на сотрясание, принимаем во внимание рассредоточенным зарядом со следующими параметрами конструкции:

забойка - 6,0 м

верхний заряд - 0,6 м

воздушный промежуток - 11,2 м

нижний заряд - 1,3 м

Выход угля с одного погонного метра скважины:

qy = (Уз * у) / (Ну * 1п), (5.15)

где Уз - объем угля, взрываемого одним скважинным зарядом, м3;

у - объемный вес угля, т/ м3;

Ну - высота уступа, м;

1п - длина перебора, м.



Qy = (a*b *Ну *y)/(Hy*L), (5.16)

Яу = (6*6* 16* 1,49)/26-51,6 т/м

Расход бурения на добычу одной тонны угля:

q6.y=l/qy =0,019 м/т. (5.17)

Таким образом, для обеспечения годовой добычи в 15 млн. тонн необходимо пробурить:

q б.год.у = Агод. * q б.у. = 380000 м

скважин диаметром 160мм станками СБР-160. (5.18)

Годовой расход зерно-грануллита 79/21 составит:

Q вв.год.у.= Агод. * q п.= 1620 тонн (5.19)

Годовой расход детонирующего шнура на добычных работах:

Q д.ш.год.у =( 380000 * 2) / (380000 /25)* 12 = 945 км,

Годовой расход тротиловых шашек для промежуточных инициаторов

Q ш.год.у^ 380000 / 25) * 0,8 = 12,16 т

Расчет сетки взрывных скважин для вскрышных работ.

Аналогично производим расчет для вскрышных работ.

Поскольку для бурения используется станок 2 СБШ-2 -- диаметр скважины dc = 200 мм.

Расход эталонного ВВ принимаем 32 г/м3

Значение коэффициентов для расчета удельного проектного расхода ВВ:

Кае = 1 - применяется зерногрануллит 79/21;

требуемый средний размер куска - 0,3 м, следовательно:

Кд= 0,5/0,3 =1,67;

среднее расстояние между трещинами в массиве пород 1ср = 0,6 м, следовательно:

К, =(1,2*0,6)+0,2 =0,92;

для диаметра скважины 200мм и пород средней трудности взрывания

Ко.э. = 1 \

для короткозамедленного взрывания так как высота вскрышного уступа принята равной 25м, то Ку= 1,19.

Отсюда:

qn = 32 * 1,67 * 0,92 * 4,5 * 1,19 = 263 г/м3 = 0,263 кг/м3

Предельно допустимая величина Л.С.П.П для одиночного заряда:

W сд = 53* Кт * d о * А / (у * Кв), (5.20)

W сд = 53* 0,92 * 0,2 * 1/(2,4* 1)= 6,3 м

Предельно допустимая величина Л.С.П.П. для короткозамедленного взрывания:

Упр = Усд (1,6-0,5т) (5.21)

где т = 1,1 -- для пород средней трудности взрывания .

Принимаем окончательно W пр =7 м.

Проверяем величину W пр по условию безопасного обуривания блока:

W пр > 15* ctg 70+3 =8,45 (5.22)

Условие не выполняется, поэтому принимаем бурение наклонных скважин.

Параметры сетки взрывных скважин:

a=m*Wnp; (5.23)

а=1,1 *7=7,7.

Принимаем а=8м, Ь=а=8м, таким образом, окончательно

принимаем квадратную сетку а = 8 м, b == 8 м.

Потребный вес скважинного заряда:

Q3=q„*a *Ь*Ну, (5.24)

Тогда: Оэ = 0,263*8*8*25=421

Параметры скважинного заряда:

loo =421/(7,82*4*1) =13,4 м.

Принимаем длину перебора 1,5 м. Тогда на забойку приходится:

1з=Ьо-1оо=Ну+ In- loo, (5.25)

1з =25+ 1,5-13,4= 13,1 .

Поскольку длина забойки больше а и b, окончательно принимаем взрывание сосредоточенным зарядом со следующими параметрами конструкции:

- забойка - 13,1 м;

- заряд ВВ - 13,4 м.

Выход породы с 1 погонного метра скважины:

Qnop=V3/(Hy+ln) (5.26)

Q пор = 1600/ 26,5 = 60,4 м3 /м.

Расход бурения на выемку 1м3 породы:

Q б.пор = 1 / Q пор (5.27)

Об.пор = 0,017м/м3.

Таким образом, для обеспечения годового объема вскрыши необходимо пробурить:

Q б.год п= Qгод *q бп, м (5.28)

Тогда Q б.год i 15000000 * 0,017 = 255000 м скважин диаметром 200 мм станком 2СБШ-200.

Годовой расход зерногранулита 79/21:

Q вв.год.у = Q год * q n , м (5.29)

Тогда Q вв.год.у = 5260 т.

Годовой расход детонирующего шнура по вскрыше:

Q дш год м = 255000 * 2 + (255000 /25)* 16 = 673 200 м.

Годовой восход тротиловых шашек по вскрыше:

Q ш год м = (255000 / 25) * 0,8 = 8,16 т.

Общие годовые расходы взрывчатых материалов по разрезу:

- зерногранулита 79/21 - 6420 т;

- детонирующего шнура -1627км;

- тротиловых шашек - 20,4 т.

Определение производительности и потребного количества буровых станков

Как указывалось выше, бурение по углю производится станками СБР-169 - годовой объем бурения 380 км/год, бурение по породе - станками 2СБШ-200 с годовым объемом бурения 258,44 км/год.

5. Определение производительности и потребного количества станков шнекового бурения

Техническая скорость шнекового бурения может быть определена по формуле:

Уб = (7,5*10-2 *Po*no)/rV*dp2, (5.30)

где: Ре - усилие подачи, кН;

По -- частота вращения бурового отава, с";

Пб2 - показатель, трудности бурения (по В.В. Ржевскому);

dp2- диаметр резца, м.

Величину Ро. можно оценить используя формулу:

Ро>5Мб*Рк,кН (5.31)

где FK - площадка затупления лезвий резца, мм2;

Для станка СБР-160 и бурения по углю принимаем FK =2 мм. Тогда:

Ро > 5 * 3 *2 = 30 кН

Принимаем Ро = 3 5 кн

Скорость вращения става для станка СБР-160 составляет 1,5 с1 (90 об/мин).Отсюда:

V б =17.1 м/ч.

Сменная производительность станка может быть определена по формуле:

Пбсм = (Тем / (t о + t в)) * Кив, (5.32)

где Тем - продолжительность смены, час;

to =0,854 - время выполнения основных операций на 1 п.м. скважины, ч/м

t в = 0,025 - то же, вспомогательных операций, ч/м;

Кив -- коэффициент использования сменного времени.

Величину Кив определяем по формуле:

Кив = (Тем - (Тпэ +Тр +Твп)) / Тем , часа (5.33)

Где Тпэ =1,5 часа - время на подготовительно-заключительные операции;

Тр - время регламентированных перерывов;

Твп - время на внеплановые простои.

На разрезе буровые работы ведутся в две смены по 8 часов, число рабочих дней в году - 278. Отсюда: Кив = (8 - 1,5) / 8 =0,81.

Сменная производительность:

П б.см = (8 / (0,0584 + 0,025)) * 0,81 = 77,6 м/см.

С учетом коэффициента резерва 1,2 принимаем окончательно 2 станка 2СБШ-200.

6. Выемочно-погрузочные работы

Определение производительности и потребного количества одноковшовых экскаваторов.

Как указывалось выше, для выемки вскрыши приняты экскаваторы ЭКГ-12,5.

Паспортная производительность механической лопаты, к классу которых относятся применяемые экскаваторы ЭКГ-12,5, определяется по формуле:

Qn=E*nn*60, м3/ч (6.1)

Где Е - емкость ковша, м ;

Пп - конструктивно-расчетное число разгрузок экскавируемого органа в минуту.

При емкости ковша до 20 м3 значение n n рекомендуется принимать в пределах от 2,75 до 3,0.

Отсюда, паспортная производительность экскаваторов:

Qn= 12,5* 2,5*60 =1875 м3/ч.

Техническая производительность Q т , является наибольшей возможной часовой производительностью экскаватора при его непрерывной работе в конкретных горнотехнических условиях.

Горнотехнические условия учитываются коэффициентами Кп и Кз.

Таким образом:

Q,=Qn*K„ *Кз. (6.2)

где Кп. - коэффициент влияния экскавируемой породы;

Кз - коэффициент влияния параметров забоя.

Коэффициент К п ; можно представить как отношение коэффициентов наполнения ковша (Кнк) и разрыхления породы в ковше (К рк).

Для данных горнотехнических" условий выемки величина К рк, принимается равной 1.

Величину К р к принимаем равной 1,3.

Таким образом:

Кп= 1/1,3 =0,8.

Коэффициент влияния забоя Кз учитывает долю потерь времени. При работе на уступе в торцевом забое (что соответствует условиям определения паспортной производительности) Кз =1, при работе в тупиковом забое, К з=0,8.

Таким образом, техническая, производительность экскаватора ЭКГ-12,5:

- при работе в торцовом забое Q т = 1500 м3 /ч;

- при работе в тупиковом забое Q т =1200 м3 /ч.

Эксплуатационная производительность экскаваторов разделяется на: эффективную, сменную, годовую.

При определении эффективной производительности учитываются потери времени на селективную выемку из сложного забоя, простои по транспортным условиям, а также потери (просыпи) при самой экскавации:

Q эф- От*Д * Кпот * Ку * К,, м3 /ч (6.3)

где QT - техническая производительность;

Д - коэффициент, учитывающий потери времени на селективную выемку;

Кпот- коэффициент, учитывающий потери экскавируемой породы;

Ку - коэффициент, учитывающий ошибки управления машиной;

К - коэффициент, учитывающий потери времени на транспорт.

При экскавации простого забоя (вскрыша, руда) Д =1. Для сложного забоя, т.е. селективная выемка руды и породы - что в данных горнотехнических условиях характерно для условий выемки всех рудных тел. Д = 9,8.

Коэффициент Кпот учитывает просыпи; из ковша экскаватора при поворотах рукояти и т.д. Для используемых экскаваторов, согласно рекомендаций 1, 2), принимается Кпот= 0,95.

Коэффициент управления Ку учитывает вероятность ошибок в управлении, за счет чего увеличивается длительность отдельных циклов экскавации. Принимаем Ку = 0,9.

Коэффициент Кт, учитывающий потери времени из- за транспорта, зависит от схемы обмена транспортных средств. В следствии этого для торцового забоя принимается Кт =0,9, для тупикового К т =0,8. Расчеты эффективных производительностей сведены в таблицу 6.1.



Таблица 6.1

Эффективные производительности экскаватора, м3 /час

Емкость ковша, м	Тип забоя
	Торцовый забой	Тупиковый забой
	Сложный	Простой	Сложный	Простой
12,5	923,4	1154,3	820,8	1026,0

Поскольку при определении эффективной производительности были учтены все потери времени в течении смены, то эксплутационная производительность экскаватора может быть определена по формуле:

Qcм=Qэф*Tcм,мз/ч (6.4)

Где Тем =12 - продолжительность смены, час.

Исходя из количества смен в сутки N см = 2, продолжительности смены Тсм= 8 ч, число рабочих дней в году 365, годовая эксплутационная производительность экскаваторов рассчитывается по формуле:

Qгoд = Qcм*2*365,мз/ч (6.5)

Расчеты годовой эксплутационной производительности приведены в таблице 6.2. Поскольку экскаваторы на вскрыше работают в простом забое и в 95% случаев - в торцовом, окончательно принимаем годовую эксплутационную производительность экскаватора ЭКГ-12,5 равной 5,25 млн.м3. Отсюда потребное количество экскаваторов на вскрыше:

Таблица 6.2

Родовая эксплуатационная производительность, тыс. м

Емкость ковша, м3	Тип забоя
	Торцовый забой	Тупиковый забой
	Сложный	Простой	Сложный	Простой
12,5	6757,9	8451,7	6009,6	7509,5

N3Kr-i2,5 =10,5/5,25=2.

Исходя из необходимости учета коэффициента резервирования, а также количество участков, разрабатываемых проектируемым разрезом, окончательно принимаем число экскаваторов ЭКГ-12,5 равное 2.

Определение производительности и потребного количества роторных экскаваторов

Техническая производительность роторного экскаватора можно определить по формуле:

О тех = О ц* У, Т/Ч (6.6)

Где Q п - производительность экскаватора по разрыхленной горной массе;

у - насыпной вес угля, т/м3.

Паспортная производительность экскаватора

SRs (k)-470 On =4500 м3/ час,

насыпной вес угля при объемном весе 1,49 т/ м3. Отсюда, для экскаватора SRs (k)-470:

Q тех =4500* 1,2 =5400 т/ч.

Эффективная производительность:

Q эф.тех = Q тех * К з * Дзаб * Кэ *К упр * К п, Т/Ч (6.7)

где Кз = 0,8 - коэффициент забоя, учитывающий потери производительности, обусловленные расчетными параметрами и схемой отработки забоя;

Дзаб - коэффициент, учитывающий несоответствие расчетного удельного усилия экскаваторов К р3 =7,7 и фактического удельного сопротивления копанию пород, слагающих конкретный забой - К р=15,0;

К э =0,76 -- коэффициент экскавации;

К упр = 0,94 - коэффициент качества управления машиной, учитывающий возможное несоответствие паспортных и фактических параметров отработки стружек и забоя;

Кп = 0,9 - коэффициент потерь (просыпание) экскавируемого материала, равного отношению объема погруженной горной массы к объему срезаемой стружки.

Определение значения Д заб производим по формуле:

Дзаб= (К у3+0,016 Ч Q^)/(К,+0,016 Ч Q^) (6.8)

Произведя вычисления , получим Дзаб = 0,532.

Отсюда эффективная производительность:

Q эф.тех= 5400*0,8*0,532*0,76*0,94*0,9=1478 т.

Сменная производительность определяется по формуле:

Q см = Q эф.тех *Кис *Ккл *Кгр *1см, Т/СМ (6.9)

Где Кис - коэффициент использования рабочего времени смены;

Ккл - коэффициент, учитывающий изменение климатических условий;

Кт-р - коэффициент, учитывающий влияние транспортировки;

tcM - продолжительность смены, час.

Для железнодорожного транспорта Ктр=0,95. Среднегодовое значение Ккл для условий Экибастуза равен 0,94. Значение Кис определяется по формуле:

KHC=(tcM-tnBo-tBo)/tcM (6.10)

Где t пво = 25 мин.- время на подготовительно-вспомогательные операции;

t во = 15 мин - время на вспомогательные операции.

Отсюда произведя вычисления по формуле (6.10) имеем Кис=0,92.

Следовательно, сменная производительность будет равна:

Q см= 1478 * 0,92 * 0,94* 0,95* 12 = 9714 т/см.

Суточная производительность:

Q сут= Q см * N CM , T/CyT (6.1 1)

Тогда Q сут =9714*2=29142 т/сут.

Месячная производительность:

Q мес- Q сут * К пер * Кхх * Квр * Кг * N с , т/мес, (6.12)

Где К пер=0,94 - коэффициент, учитывающий простои, вызванные передвижкой забойных коммуникаций;

Кхх - коэффициент, учитывающий холостые ходы;

Квр - коэффициент, учитывающий снижение производительности за счет отработки торцов и врезок в заходке;

Кг - коэффициент готовности комплекса;

N с - расчетное число дней работы оборудования в течении месяца.



Отсюда Q мес= 29142*0,9*0,86*30 = 636076 т/мес.

Годовая производительность экскаватора:

Огод= 12* Омес, т/мес, (6.14)

Тогда Q год= 12* 636076 = 7632916 т/мес.

Явочная численность экскаваторов:

N яв = Агод/Q год, (6.15)

Тогда Мяв =15/7,63 =1,96.

Принимаем для добычных работ на проектируемом разрезе 2 экскаватора SRs (k)-470. Резерв производительности в 40% годовой производительности перекрывает возможное снижение производительности при работе в тупиковом забое при проходке разрезной траншеи.

7. Карьерный транспорт

Выбор вида и типа транспортировки средств

Выбор вида карьерного транспорта зависит от горно-геологических и горнотехнических условий карьера. Учитывая, что карьер имеет большую протяженность и глубину, значительную мощность по углю и вскрыше, внешнее расположение отвалов, для вывозки угля и вскрыши принимаем железнодорожный транспорт.

Основными требованиями, предъявляемыми к железнодорожному транспорту являются: сравнительно небольшие уклоны путей (60-70 промиль), малая зависимость от источника электроэнергии, обеспечение вывоза больших объемов угля и породы при применении мощного добычного оборудования SRs(k)470, для вскрышных работ ЭКГ-12,5. Для обеспечения высокопроизводительной работы применяется тяговый агрегат ОПЭ1. Для транспортировки горной массы применяются думпкары ВС-85, для транспортировки угля полувагоны ПС-94.

В состав породных составов входят обмоторенные думпкары, для улучшения тяговых характеристик локомотивов.

Организация работы транспорта. Грузопоток карьера рассредоточен: Богатырское ПТУ осуществляет вывоз угля из разреза «Богатырь» и формирование груженых маршрутов на станциях «Богатырская» (западный ход) и Соединительная (восточный ход); Восточное ПТУ организует вывоз вскрышных пород с полей разреза «Богатырь» и «Восточный».

Породные составы после разгрузки на отвале поступают на вскрышные уступы. Движение породных составов осуществляется по открытому циклу, то есть к экскаватору подается любой из составов.

Руководство движения поездов осуществляется транспортным диспетчером, которому подчиняются дежурные по станциям, постам, а также локомотивные бригады. Диспетчер производит контроль работы транспорта основании графиков движения поездов, работы экскаваторов, локомотивосоставов, производит также их учет и контроль.

Определение массы груженого поезда:

Q = (Рец * (1000 g * (р - co'o - ip)) / (со1 \ + ip), т (7.1)

Q = (360 * (1000* 9,8 * 0,24 - 52 - 50)) / (43 + 50) = 17212,5 т,

где Рсц - сцепная масса тягового агрегата, т

(р - коэффициент сцепления колес с рельсами , (р = 0,22 - 0,24

ip - величина руководящего уклона, промили,

о, G'O - удельное сопротивление движущего состава Н/кн.

Число вагонов в составе для угля:



n=Q/q(l+K,); uiT (7,2)

n = 17212,5 / (94 * (1 + 33)) = 5,4 = 6

co'o =28+0,8*30=52

со"о=31+0,4*30=43

Полезная масса поезда для угля:

Qn = q * n , т (7,3)

Qn=94*n=564T

Число вагонов в составе для вскрыши:

n = 17212,5 / (85 * (1 + 35)) = 5,6 = 6 шт

Полезная масса поезда для угля:

Qn =85 * 6 =510 т.

Расчет средних скоростей по отдельным элементам профиля.

В грузовом направлении сила тяги равна:

F=Peц(colo +ip)+Qгp(col]o+ip);н (7,4)

F = 360 * (52 + 50) + 17212,5 * (43 + 50) = 846720,

где Qrp - масса груженого поезда, т.

Время движения состава находится суммированием времени движения состава в грузовом и порожнем направлении и времени на разгон и замедление:

Т = (60 * Ip) / V ; мин (7,5)

Т=(60* 5)/30 =10 мин.