Вскрытие месторождения и система его разработки открытым способом

Размещено на http://www.allbest.ru/

УРАЛЬСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ГОРНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

Кафедра разработки месторождений открытым способом

Курсовой проект

по дисциплине: "Технология открытых горных работ"

на тему: "Вскрытие месторождения и система его разработки открытым способом"

Специальность "Открытые горные работы"

Исполнитель: студент гр. ОГР-5-2з

Ларионов Г.Б.

Руководитель: доцент к.т.н.

Беляев В.Л.

Екатеринбург - 2013

• Содержание
• 1. Технико-экономические показатели проекта
• 2. Геолого-экологическая характеристика месторождения
• 3. Параметры карьерного поля
• 4. Режим и объемы работ
• 5. Механизация горных работ
• 6. Система разработки
• 7. Вскрытие карьерного поля
• 8. Подготовка новых горизонтов
• 9. Горностроительные работы
• 10. Генплан карьера
• Список литературных источников

1. Технико-экономические показатели проекта

Общие показатели:

1. Параметры карьерного поля по поверхности:

· глубина, м; 150

· длина по простиранию, м 800

· ширина вкрест простирания, м 190

· конструктивные углы погашения бортов, град 46-56^o

2. Эксплуатационные запасы п.и., млн.т 16,3

3. Объем вскрыши в контурах карьера, млн. мі 35,0

4. Средний коэффициент вскрыши, мі/ мі (мі/т) 2,14

5. Мощность карьера годовая

· по полезному ископаемому, млн. т 0,9

· по вскрыше, млн. мі 0,92

· по горной массе, млн. мі 1,28

6. Срок работ, лет 15,6

7. Механизация горных работ:

· класс СМ для п.и. (вскрыши) IV класса с БВР;

· выемочные машины ЭКГ-5(2 шт)

· буровые станки СБШ-250МНА-32 (2 шт)

· транспорт внутрикарьерный БелАЗ-7548

8. Площади, га

· земельного отвода 447,0

· горного отвода 494,0

Показатели на период строительства:

9. Пусковая мощность, млн., т 0,54

10. Объем горностроительных работ, тыс. мі 733,9

11. Срок строительства карьера, лет 2,1

Показатели системы разработки:

12. Принятая система разработки (по В.В. Ржевскому):

Углубочная, продольная двубортовая система разработки

13. Направление углубки карьера по центру залежи

14. Высота рабочих уступов, м:

· добычных 15

· вскрышных 15

15. Ширина рабочих площадок, м:

· технологически минимальных 57,2

· нормальных 82,2

16. Показатели потерь (разубоживания) п.и., %:

· потери 4

· разубоживание 17

17. Скорости углубки, м/год: 8

Показатели вскрытия КП и подготовки горизонтов:

18. Способ вскрытия на конец разработки - комбинированный внешней и внутренними спиральной формы съездами.

19. Уклоны вскрывающих выработок, ед:

· капитальных 0,08

· скользящих 0,08

20. Объем подготовительных работ, тыс. м ³ 1680,6

21. Длительность подготовки горизонта, мес 13,8.

2. Геолого-экологическая характеристика месторождения

Месторождение представлено залежью крутого падения и простирающейся с северо-востока на юго-запад.

Число залежей на месторождении - 2, угол падения составляет 70 градусов. Мощность продуктивной толщи составляет 190 м, длина залежей по простиранию 800 м, глубина выклинивания залежей составляет 150 м.

Залежь покрыта наносами из вскрышных пород (8 м). Покрывающие и вмещающие породы и п.и. относятся к классу скальные, крепкие, подлежащие рыхлению перед выемкой.

П.и. и вмещающие породы на месторождении характеризуются средней крепостью. Коэффициент крепости п.и. и вмещающих пород на месторождениях составляет 13 по шкале профессора Протодьяконова (f). П.и. относятся к {Пб } категории пород по буримости (П_б). Горная масса по трещиноватости относится ко II категории.

Плотность вмещающих и покрывающих пород составляет _в=2,40 т/м ³, плотность п.и. составляет _р=2,50 т/м ³.

Обводненность массива слабая, предварительное осушение перед разработкой массива не требуется.

Рельеф поверхности равнинный, перепад высот в границах промзоны составляет 2 м.

Залежь полезного ископаемого разведана до глубины 150 м, запасы по категориям составляют: А - 13 %, В - 40 %, С 1-35 %, С 2-12 %.

3. Параметры карьерного поля

Согласно заданию на проектирование, глубина карьера Н_к = 150 м. Карьер разрабатывается 1 очередью.

Поскольку месторождение слагают породы средней крепости и крепкие, то углы погашения уступов следует принять в пределах 65-75°. В данном проекте принимаются углы погашения уступов 70 °.

Принимаем проектирования ширину берм механизированной очистки 10 м.

Конструктивные углы не рабочих бортов карьера определяются графически, после отстройки бортов карьера на конец отработки при принятом способе вскрытия, расположения вскрывающих выработок, схеме путевого развития, параметрах трассы и элементах рабочих бортов.

Величина конструктивных углов по карьеру на конец отработки изменяется в пределах от 46° до 56°, что не превышает рекомендуемых значений устойчивых углов нерабочего борта карьера.

Устойчивый угол борта в нижней части рассчитан методом предельного равновесия. Категория трещиноватости II, высота участка борта Н_б=150 м, сцепление в монолите k_р = 130 т/м ², угол внутреннего трения р_р=34°, плотности у_р, = 2,50 т/м ³ тогда сцепление в массиве:

т/м ² (3.1)

где л - коэффициент структурного ослабления. Расчет сцепления в массиве

т/м ³ (3.2)

где з - коэффициент запаса устойчивости (на стадии проектирования з =1,3)

Расчетный угол внутреннего трения

(3.3)

Глубина вертикального отрыва Н ₉₀:

, м (3.4)

39,2 м

коэффициент высоты Н ₉₀

Н'= Н_б / Н_расч = 150 / 39,2 = 3,8 (3.5)

Для Н' = 3,8 при устойчивый угол откоса борта по графику Г.Л. Фисенко ву = 50.

Ширина транспортных берм согласно расчетам:

Для автотранспорта b_тр= 26 м.

Минимальная ширина берм очистки 10 м.

Конструктивные углы погашения бортов, вычисленные после отстройки карьера на конец разработки составляют: по западному борту 46°, восточному 56°, южному - 56°, северному - 56° Указанные значения углов ниже устойчивых ву = 50° и приняты как исполнительные.

Размеры карьерного поля (КП) по дну приняты по контурам залежи на гор. 130 м и составляют: ширина - 190 м, длина - 800 м.

Размеры КП поверху вычислены по зависимости:

(3.6)

(3.7)

где B_В(L_В) - ширина (длина) КП поверху, м;

B_y(L_y) - ширина (длина) КП по дну, м;

в_к - угол погашения борта карьера.

Согласно этим зависимостям КП имеет ширину до 436,3 м и длину 1002,6 м.

Общий объем карьера определяется как сумма объектов отдельных геометрических фигур простой формы, на которые условно можно разбить карьерное поле, следовательно, объем карьера V_K будет равен:

(3.8)

800* 190*150+0,5*2438*}*150²*ctg46+3,14/3*150³*ctg²46 = 52,6 млн. м ³.

где: Р - периметр карьера по дну, м.

Геологические запасы п.и. в контурах карьера,

, млн. м ³ (3.9)

(150-8)*(1-1000*5)*190*800/sin70 = 21,8млн. м ³

где h_н - мощность наносов, м;

g - доля включений пород, ед;

М - мощность залежи, м;

б - угол падения залежи, градусы.

К категории забалансовых п.и. на месторождении относится приблизительно 6 % (м) геологических запасов.

Забалансовые запасы составляют:

Z_зб = м*Z_г, млн. м ³; (3.10)

Z_зб=0,06*21,8 = 1,3 млн. м ³.

Тогда балансовые запасы:

Z_бал=Z_г - Z_зб, млн. м ³ (3.11)

Z_бал = 21,8-1,3 = 20,52 млн.м ³;

Поскольку они находятся в пределах контура карьера то промышленные запасы:

Z_п = Z_бал = 20,52 млн. м ³;

Величина потерь з = 4 % и разубоживания с = 17 %.

Эксплуатационные запасы п.и..

20,52*(1-4)*(1-17) = 16,3 млн. т.

Объем вскрышных работ:

V_вскр = V'_к - Z_э - Z_зб (3.12)

V_вскр = 52,6-16,3-1,3 = 35,0 млн. м ³;

Средний коэффициент вскрыши

K_ср=V_вскр/Z_э, м ³/м ³ (3.13)

К_ср = 35,0 / 16,3= 2,14 м ³/м ³

4. Режим и объемы работ

Продукцией для карьера является асбест. Для дальнейших расчетов принимаем условную производственную мощность карьера:

Д = 16,3*8 / (150-8) = 0,9 млн. т/год (0,36 млн. м ³/год).

Среднегодовой расчетный объем вскрышных работ:

тыс. м ³ (4.1)

2,14*0,36* 1,2 = 0,92, млн. м ³

где: К_нер- коэффициент неравномерности годовых объемов, принят равным 1,2. месторождение карьерное разработка механизация

Общий годовой объем горной массы

, млн. м ³ (4.2)

0,36 + 0,92 = 1,28 млн. м ³;

Срок развития мощности в период строительства Т_стр = 2,1 года, Принимаем Т_стр ? Т_зат = 2,1 года.

За эти два периода будет добыто п.и. ориентировочно.

P_стр + P_зат = 0,9+0,9 = 1,8 млн.т,

А за период эксплуатации:

16,3-1,8 = 14,5 млн.т

Длительность периода эксплуатации:

14,5 / 1,28 = 11,3 лет.

Тогда срок работы Т р, предприятия:

Т_р=Т_стр + Т_э + Т_зат, лет (4.3)

Т_р= 2,1 + 11,3 + 2,1 = 15,6 лет,

где Т_стр, Т_э, Т_зат - соответственно, длительность горностроительных работ, работы с номинальной производительностью и затухания горных работ.

Учитывая объемы работ, и в соответствии с нормами технологического проектирования принимается следующий режим работы предприятия (вскрышных и добычных работ) 7 дней в неделю, 360 дней в году (3-5 дней простоев по погодным условиям). Выемка - транспортирование и буровые работы в 2 смены по 12 часов в сутки, взрывание - в дневную смену. Таким образом, число рабочих смен буровых и выемочно-погрузочных работ в году 360*2 = 720 смен.

Расчетный сменный объем работ при коэффициенте неравномерности сменных объемов 1,2:

выемочных

V_рв=(1,28 *1000 /720)*1,2=2,1 тыс. м ³

буровзрывных

V_бвр=(1,28*1000 /720)*1,2= 2,1 тыс. м ³

5. Механизация горных работ

В соответствии с данными условиями залегания полезного ископаемого (залежь п.и. крутопадающая), физико-механическими свойствами горной массы принимаем для разработки структуру механизации (СМ) IV класса с буровзрывной подготовкой, (по классификации Л. А Сорокина). Или по классификации В. В, Ржевского структура механизации выемочно-транспортно-отвальная с предварительной подготовкой горной массы к экскавации буровзрывным способом.

Учитывая заданную производительную мощность карьера по полезному ископаемому, в соответствии с принципами комплексности, свойствами горной массы принимается однотипное для всех вскрышных и добычных работ оборудование. В качестве основного выемочно-погрузочного средства принимается ЭКГ-5 с ковшом емкостью 5 м ³, в качестве станков для бурения взрывных скважин принимаются станки шарошечного бурения СБШ-250МНА-32. В качестве транспорта на карьере принят автомобильный, представленный машинами БелАЗ-7548, грузоподъемностью 45 тонн.

Для вспомогательных, дорожных, планировочных и прочих работ предусматриваются бульдозеры Т-330.

Применяемый тип ВВ - граммонит 79/21.

Сменная производительность принятого бурового оборудования (СБШ-250МНА-32) по породам месторождения - 105 м/смену. Предполагая, что в породах месторождения рационально многорядное (4-6-рядное) взрывание с сеткой скважин (5 х 5)…(6 х 6), можно ожидать, что выход горной массы с 1м длины скважин составит q_гм = 35-42 м ³, принимаем q_гм = 40 м ³/м, получим сменную производительность станка.

Сменная производительность станка по взорванной горной массе:

, м ³/смену (5.1)

, м ³/смену.

Для условий Среднего Урала число рабочих машино-смен списочной единицы парка составит буровых станков N_см= 420. Годовая производительность А_год^см составит:

(5.2)

тыс. м ³/год

Парк буровых станков составит:

N_ст= V_гм / А_год^ст, шт (5.3)

N_ст = 1,28 *1000 / 1764=0,73, шт.

где V_гм - годовая производительность карьера по горной массе тыс. м ³/год.

Коэффициент резерва бур. станков:

k_рез=360/240=1,5;

N^*_ст = N_ст*k_рез=4,2*1,5= 1,09 шт (5.4)

Окончательно принимаем парк буровых станков в количестве N_cm=2 шт.

Сменная производительность экскаватора:

, (5.5)

где t_ц - время цикла экскаватора равное значению на данном месторождении;

3600*5*12/32*0,7/1,4 *0,7 = 2362,5 м ³/смену;

Для условий Среднего Урала число рабочих машино-смен списочной единицы парка экскаваторов составляет 675-680 (принимаем 680).

Годовая производительность экскаватора:

А_год.р^э = * N_см =2362,5*680= 1606,5 тыс. м ³/год; (5.6)

Парк экскаваторов:

N_э^д =V_рм /А_год.р^э= 1,28*1000/1606,5=0,80 шт; (5.7)

Коэффициент резерва экскаваторов:

k_рез=360/260=1,3;

N^*_ст=N_ст*k_рез=0,80 *1,3=1,04 шт (5.8)

Окончательно принимаем парк экскаваторов в количестве N_э = 2 шт;

6. Система разработки

В соответствии с типом месторождения для всех периодов его разработки принимается углубочная с постоянной по высоте рабочей зоной, продольная двубортовая система разработки (по классификации В.В. Ржевского).

Фронты уступов ориентированы по простиранию залежи с северо-востока на юго-запад. Углубка - по залежи, горизонты готовятся разрезными траншеями, закладываемыми по залежи. Фронты горных работ подвигаются вдоль простирания залежи в обе стороны.

Способ выемки - валовый. Высота уступов по вмещающим породам, предварительно взрываемым, при разборке развалов экскаваторами ЭКГ-5 и многорядном взрывании может достигать 12-15м. При верхнем пределе, учитывая, что породы средневзрываемые, массивы II категории трещиноватости. Мощность покрывающих пород состовляет 8 м, под ним начинается скальная порода, уступы принимаются равными 15 м.

Углы откосов рабочих уступов для данных пород по рекомендациям должны быть от 65 до 75^о, принимаем - 70°.

Экскаваторные заходки - продольные, забои - торцевые.

Технически минимальная ширина рабочих площадок согласно рекомендациям Гипроруды при высоте уступов H_у = 15 м.

B_мin=2*Н_у=2*15 = 30 м (6.1)

Для 15-метровых уступов - заходки шириной 1,2*Rчер = 1,2*9,1 = 10,9 м; движение автомашин по уступу - сквозное.

Для 15-метровых уступов в скальных породах - короткозамедленное (т = 25мс) взрывание, 4-рядное (n_р = 4), сетка вертикальных скважин 6х 6 м, удельный расход эталонного ВВ q_вв=0,8 кг/м ³ (Граммонит 79/21), тогда прогнозная ширина развала пород:

B_р?k_в*k_ф*k_в*h_у*vq_вв+(n_р-1)* b_с, м (6.2)

B_р?2,5*0,9*1*15*v0,8+(4-1)*6? 48,2 м,

где: k_в, k_ф, k_в - коэффициенты, соответственно, отброса породы при взрывании, учитывающий степень замедления (ф = 25 мс), угол наклона (в=90°) скважин;

b_с - расстояние между рядами скважин (b_с = 6 м);

Минимальная ширина рабочей площадки,

B_min = 48,2 + 1 + 6 + 2 = 57,2 м. (6.3)

Для экскаватора ЭКГ-5А, работающего в комплекте с автотранспортом, оптимальная удельная протяженность фронта работ Ф 1 100-200 м. На вскрышных работах она рекомендуется в пределах 2*(200…400) = 400…800 м, в добычной зоне 2*(100…200) = 200…400 м. По состоянию на расчётный год, фронты близки к оптимальным (м и м).

Экономический оптимальный объем взрывного блока:

V_б=(0,007…0,008)*E*Q_э*I*К_тр*К_к, м ³; (6.4)

V_б = 0,0075*5*2362,5*0,8*1*1,1= 77,96 тыс. м ³;

где I - индекс экономических условий при отсутствии собственных оборотных средств I=0,8 %;

коэффициенты, учитывающие вид транспорта, К_тр = 1,0 и экономико-географические условия региона (Урал) К_к= 1,1.

При сетке размещения скважин во взрывном блоке 6 x 6 м и числе рядов n = 4 ориентировочная ширина буровой заходки В_б.з.= 25 м и тогда длина взрывного блока:

L_вб=V_б/(B_бз*H_у)= 77,96/(25*15)= 207,9 м.

7. Вскрытие карьерного поля

Глубина карьера достаточно большая, поверхностные объекты стационарны, объемы работ стабильны, поэтому весь карьер отрабатывается автомобильным видом транспорта. Применяем автомобили БелАЗ-7548 грузоподъемностью 45 т.

На конец разработки карьер, учитывая размеры залежи, углом ее падения, параметры карьерного поля, вид транспорта, вскрывается системой внутренних съездов со спиральной формой трассы.

Средняя масса груза в кузове автосамосвала 45 тонн (условно, без расчетов).

Длительность рабочего времени транспорта: 12*0,8 = 9,6 ч;

Уклон съездов принимается:

i_ф = (0,92-0,95)*i_p, ед (7.1)

где i_p - руководящий уклон, принимается для автотранспорта 0,085, ед.

i_ф = 0,95*0,085 = 0,080, ед (7.2)

Длина съезда с уступа на уступ стационарной трассы на 15 метровый уступ: для автотранспорта:

15/0,08 = 187,5 (7.3)

На горизонтах оставляются площадки примыкания длиной l_п.п.=40, м. Фактическая длина трассы системы вскрывающих выработок,

, (7.4)

10*187,5+9*30;

где n_с - число съездов; ч

n - число площадок примыканий.

Коэффициент развития трассы:

К_рт=(l_ф*i_p)/H_к. (7.5)

К_рт=(L_ф*i_p)/H_к=(2145*0,085)/150= 1,22.

Автодороги двухполосные с поперечным уклоном 0,02 ед. С внешней стороны съездов делаются предохранительные валы высотой h_в = 1,2 м и шириной:

b_в?2,5*h_в=2,5*1,2 = 3 м. . (7.6)

Конструкция предохранительных валов основывается исходя из тех. характеристик транспортного оборудования (диаметр колеса БелАЗ-7548)

Ширина бермы безопасности B_б = 2 м

Ширина транспортных берм (съездов),

, м (7.7)

.

где П - ширина проезжей части 12,0, м;

b_к - ширина водоотводных канав, принято b_к = 1,5, м;

k - ширина берм запаса, принято 0,85, м

O₁ и O_{2 -} обочины, приняты по 2 и 4 м;

Б - ширина бермы безопасности, при высоте уступа

Р - ширина предохранительного вала, м;

Объёмы съездов:

V_с=0,5*b_с*H_у*l_c, тыс. м ³ (7.8)

где l_c - длина съезда, м;

b_c - ширина съезда, м

V_с=0,5*b_с*H_у*l_c=0,5*26*15*187,5 = 36,6 тыс. м ³

8. Подготовка новых горизонтов

Новые горизонты готовятся разрезными траншеями, закладываемыми по залежи на высоту уступа т. е. 15. Углы откосов бортов траншей принимаем 70 ^о. Длина траншеи 600 м.

Объем заезда на дно траншеи:

, м ³ (8.1)

0,5*26*15²/0,08 = 36,6 тыс. м ³;

Ширина разрезной траншеи по дну для тупиковой схемы маневров автомашин при проходке траншеи:

, м (8.2)

м,

2*1,5+8+4+10 = 28 м,

где k - полосы резерва, принято 1,5 м;

b_а и l_а - ширина и длина автосамосвалов, м;

R_а - радиус разворота машины, принимается на 30 % больше конструктивного минимального: 10 м.

Объем разрезной траншеи в расчете на среднюю ее протяженность.

, м ³ (8.3)

(28 +15*ctg70)*15*600 = 301,2 тыс. м ³

При подготовке горизонта оба борта траншей разносятся с созданием на вышележащем горизонте минимальных по ширине В_min рабочих площадок. Ширина разноса:

, м (8.4)

57,2+15* ctg70 = 62,7 м.

Объем работ по разносу бортов РТ вышележащего уступа при протяженности фронта последнего в среднем:

l_разн=l_рт+2*B_min, м (8.5)

l_разн=600+2*57,2=714,4, м;

V_разн=2b_рн*H _у*l_разн, тыс. м ³. (8.6)

V_разн=2*62,7*15*714,4 = 1342,8 тыс. м ³.

Таким образом, средний объем работ по подготовке горизонта:

V_подг=V_з.тр+V_р.т.+V_разн, м ³; (8.7)

V_подг=36,6+ 301,2 + 1342,8 = 1680,6 тыс. м ³;

Подготовка горизонтов - двумя экскаваторами: оба производят разнос и один - проходит РТ. Их среднемесячная производительность Qмес= 1606,5/12= 133,9 тыс. м ³.

Q_мес =0,8*Q_мес, тыс. м ³ (8.8)

Q_мес 0,8*133,9 = 107,1 тыс. м ³.

Длительность подготовки горизонта ориентировочно,

Т_подг=V_разн/(К_совм*2 Q_мес)+ (V _з.тр+2 V_рт)/ Q_мес, мес (8.9)

Т_подг=1342,8/(0,8*2*107,1)+(36,6+2*301,2)/ 107,1=13,8 мес,

где К_совм - коэффициент совмещения работы двух экскаваторов при разносе бортов РТ, принят 0,8;

9. Горностроительные работы

При номинальной мощности карьера по полезному ископаемому Д = 0,9 млн.т в год принимаем в качестве пусковой мощность Д_п = Д = 0,9 млн. т в год. Длительность ее достижения от начала добычи 1,5 года, причем в первый принимаем объем добычи 0,3*Д_п = 0,27 млн.т, во второй Д_п = 0,9 млн.т (за 0,5 года добывается 0,27 тыс. т.). Таким образом, объем попутной добычи в период строительства составит Q_п=0,27+0,27= 0,54 млн. т.

В состав объектов горностроительных работ (ГСР) включаем: траншею с отм. 320 м до отм. 305 м и объемом V_рт= 301,2 тыс. м ³; попутную добычу объемом Q_п=0,9 млн.т (0,36 млн.м ³). Вскрышные работы по вмещающим породам при подготовке к выемке горной массы на гор. 340 м объёмом V_вп=0,2 млн.м ³. Таким образом, общий объем ГСР,

V_{г.с. р.}= 301,2+0,54*1000+0,2*1000=733,9 тыс. м ³.

Осушения месторождения в подготовительном периоде не требуется.

В период ГСР к моменту сдачи карьера в эксплуатацию на поверхности его строятся и готовятся объекты промплощадки (ремонтно-механические блоки, АБК, складское хозяйство и пр.), объекты энергоснабжения карьера, внешние автодороги протяженностью 4,8 км,

ГСР выполняются штатным (проектным) оборудованием: буровыми станками СБШ-250МНА-32, экскаваторами ЭКГ-5 и автосамосвалами БелАЗ-7548.

При оптимальном удельном фронте работ на один забой Ф_в=400-500 м общий активный фронт должен быть Ф_в=2*(400-500)=800-1000 м. Фактически активный фронт на первый год эксплуатации 1000м.

10. Генплан карьера

В промзоне карьера размещаются: собственно карьер, отвал вскрышных пород, промплощадка с блоками хозскладов, ремонта, АБК и пр., склад ВМ, автодороги, соединяющие все объекты.

Площадь карьера определена графически по плану карьера на конец разработки и составляет 447,0 тыс. м ² (44,7 га).

Полагая, что высота породного трехъярусного отвала скальной вскрыши 4*15 м = 60 м, коэффициенты ярусности з_я = 0,8, а разрыхления пород К_р = 1,2 и он должен принять 35,0 млн. м ³ ґрунта, площадь его,

S_со=V_вскр*K_р/ (з_я*h_отв), тыс. м ² (11.1)

S_со=35,0*1000*1,2/(0,8*60)= 873,8 тыс. м ² (87,4 га).

Площадь под объекты промплощадки ориентировочно 50 тыс. м ² (5 га).

Вокруг карьера выделены зоны:

1. Взрывоопасная по разлету кусков. Согласно ЕПБ [п. 70], безопасные расстояния для людей при взрывных работах методом скважинных зарядов в карьерах должны быть не менее 200м;

2. Сейсмически безопасная. В зоне карьера располагаются лишь промсооружения высотой не более 2-3 этажей (коэффициент К_с=1,5), основание для них - необводненные песчано-глинистые грунты глубиной более 10 м (коэффициент К_г=12), взрывы - на рыхление (коэффициент б=1,0).

Масса ВВ на 1 взрыв:

Q_вв= V_вб/q_вв=77,96*1000/0,8= 97453,1 кг (11.2).

Число зарядов в блоке при 4 рядах скважин (n = 4) по сетке а*b= 6*6м, высоте уступа H_v=15 м и ширине буровой заходки В_бз= 25 м,

N=(V_вб*n)/ H_у*В_бз*a=77,96*1000*4/(15*25*6) =139 (11.3);

Радиус зоны:

12*1,5*1*97453,1/139^0,25 = 164,6 м (11.5).

Принимаем r_с=200 м;

Санитарная в радиусе R сан от карьера согласно СНИП R_cан = 500 м;

Зона возможного сдвижения массива в радиусе от бортов карьера:

0,2*Н_К=0,2*150 =30 м. (11.6)

В зону земельного отвода включены и участки земли, примыкающие к отвалу в радиусе от его расчетных границ 30-40 м, промплощадка и ДОФ. Общая площадь земельного отвода под все объекты карьера, включая автодороги, составит около 494,0 га.

Энергоснабжение, теплоснабжение и водоснабжение объектов путем "врезок" в отводы от соответствующих магистралей пос. Верхний Киембай.

Компоновка объектов принята в соответствии с принципами уменьшения грузоработ транспорта и предохранения пос. Верхний Киембай от загрязнений со стороны карьера и отвалов.

Список литературных источников

1. Арсентьев А.И. Вскрытие и системы разработки карьерных полей, - М.: Недра, 1981.

Временные методические указания по управлению устойчивости бортов карьеров цветной металлургии- М.: Унипромедь, 1989. - 128 с.

Галустьян Э.Л. Геомеханика открытых горных работ. - М.: Недра, 1992.

Гопаков П.И., Наумов И.Н. Технология, механизация и организация открытых горных работ. - М., МГИ, 1992. - 464 с.

Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом. - 3-е изд., доп. и перераб. - М: НПООБТ, 1992. -109 с.

Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий черной металлургии с открытым способом разработки. ВНТП 13-1-86. - Л., 1986, -264 с.

Нормы технологического проектирования горнорудных предприятий цветной металлургии с открытым способом разработки. ВНТП 35-86. - Свердловск, 1986. - 100 с.

Ржевский В.В. Открытые горные работы, - М: Недра, 1985- Ч.2,-520 с.

Сорокин Л.А. Взаимодействие процессов: Учеб. пособие-Екатеринбург, УПТА, 1996, - 96 с.

Сорокин Л.А, и др. Вскрытие и система разработки месторождений открытым способом/Методические указания по курсовому проектированию, - Екатеринбург, УГГГА, 1997, - 36 с.

Сорокин Л.А. Технологические и методические основы проектирования вскрытия и системы разработки карьеров: Учеб-метод, пособие. - Екатеринбург, УГГГА, 2000.

Хохряков В.С. Проектирование карьеров-М.: Недра, 1992. - 383 с.

Размещено на Allbest.ru