Проект разработки Талатуйского золоторудного месторождения

В данном случае для инициирования зарядов в скважинах и короткого замедления групп зарядов принимаем выпускаемую ФГУП НМЗ «Искра» совместно с ОАО «Нитровзрыв» систему неэлектрического инициирования СИНВ.

СИНВ - это неэлектрическая система взрывания повышенной безопасности на основе трубки волновода и капсюля-детонатора (КД), не содержащая инициирующих взрывчатых веществ.

Устройства инициирующие с замедлением СИНВ-П предназначены для задержки передачи с замедлением инициирующего импульса при взрывных работах на земной поверхности, а также в подземных рудниках и шахтах, не опасных по пыли или газу.

Устройства инициирующие с замедлением скважинные СИНВ-С предназначены для внутрискважинного инициирования с замедлением боевиков шпуровых с скважинных зарядов при взрывных работах на земной поверхности при температуре от минус 40 до плюс 50°С, при воздействии повышенной до 85°С температуры в течение 12 часов.

Капсюль-детонатор СИНВ-С инициирует (подрывает) патроны аммонита 6ЖВ, промежуточные детонаторы Т-400Г, ТГ-500 и ТГФ-850 Э. Длина волновода устройств СИНВ-С составляет: 7, 10, 16, 21, 24, 30 м, по согласованию с потребителем изготавливается различная длина трубки волновода.

Устройства инициирующие стартовые СИНВ-Старт предназначены для инициирования взрывных сетей из устройств СИНВ или детонирующего шнура при взрывных работах на земной поверхности, а также в подземных рудниках и шахтах, не опасных по газу и пыли.

Устройства системы СИНВ-П, СИНВ-С представляют собой отрезок ударно-волновой трубки, герметично соединенный методом обжимки через эластичное уплотнение (резиновую втулку) с капсюлем-детонатором (КД) мнгновенного или замедленного действия. В канале УВТ в зоне обжимки установлена стальная трубка, предохраняющая канал от перекрытия при обжимке и при температурном воздействии. В состав устройства СИНВ-П, кроме того, входит монтажный элемент-фиксатор, закрепленный на КД. Свободный конец отрезка УВТ загерметизирован сваркой.

УВТ является инициирующим элементом устройства СИНВ и служит для трансляции инициирующего импульса к КД.

КД предназначен для мгновенного или замедленного инициирования взрывной сети. КД устройств СИНВ-П имеют пониженную мощность и инициируют УВТ других устройств (СИНВ-П, СИНВ-С).

КД устройства СИНВ-С имеют повышенную мощность и инициируют шашки, взрывные патроны и т.п.

Определение параметров взрывных работ

Эталонный расход ВВ q₃ (г/м³) определяется по формуле [6]:

(4.4.6)

где 8сж- предел прочности на одноосное сжатие, МПа; 8^- предел прочности на сдвиг, МПа; 8_Р - предел прочности пород на растяжение, МПа; у- плотность породы, т/м³.

Проектный удельный расход ВВ q_n (кг/м³) определяют на основе эталонного расхода с учетом технологических и организационных факторов:

где Icp- средний размер отдельности в массиве, м; dcp- требуемый размер куска, м;

k_q- переводной коэффициент типа ВВ по отношению к эталонному; k₃- коэффициент на степень сосредоточения заряда в массиве; ky-- поправочный коэффициент на высоту уступа;

k_n - поправочный коэффициент, учитывающий число открытых поверхностей.

По величине расчетного (проектного) удельного расхода ВВ и вместимости скважин, принятого диаметра выделяются типовые параметры расположения зарядов.

Глубина скважины L_c (м)

(4.4.7)

где /„ер- глубина перебура, м;

Перебур скважин необходим для лучшего разрушения массива на уровне подошвы и размещения в нижней части массива большего заряда ВВ. С увеличением глубины перебура более 12... 15 диаметров заряда преодолеваемое сопротивление по подошве (СИЛ) не изменяется. Поэтому глубина перебура принимается для слабых пород равной 10 диаметрам зарядов, для крепких, трудновзрываемых - 15 диаметрам заряда.

Подставляя значения, определим:

l_nep=(10...15)-Q,l = l,5M.

Глубина скважины составит:

4=7,5 + 1,5 = 9 М.

Расчетная величина сопротивления по подошве W_cnn (м) для вертикальных скважин определяется по формуле:

(4.4.8)

где Р - вместимость одного метра скважины, кг/м

(4.4.9)

Ь_с-- глубина скважины, м;

аз- плотность ВВ в заряде, кг/м³.

Подставляя значения определим:

Расстояния между скважинами в ряду а (м) и между рядами скважин Ъ

(м):

a = m-W_cnn;(4.4.10)

при мгновенном взрывании Ъ = 0,85 * W_cnn;

при коротозамедленном взрывании b = o,95- W_cnn;

где т- относительное расстояние между скважинами (коэффициент сближения).

Значение коэффициента сближения скважин т принимают:

т=0,8... 1,1 - при мгновенном взрывании;

т=0,9... 1,3 - при короткозамедленном взрывании.
Полученные значения сетки скважин округляются до 0,1 м.
Подставляя значения определим параметры сетки скважин:

а = 1-3,6 = 3,6 м; Ъ = 0,95-3,6 = 3,4 м.

Величина забойки влияет на разлет породы при взрыве, ширину развала породы и использование энергии взрыва на разрушение. С увеличением длины забойки уменьшается разлет породы и ширина развала, повышается коэффициент использования энергии ВВ на дробление. Однако при этом уменьшается величина заряда в скважине, что приводит к сближению сетки скважин. Поэтому рекомендуется принимать минимальную величину забойки 4аб (м) по условиям безопасности и технологичности развала:

*«,=Oj.W_am,(4.4.11)

при этом должно соблюдаться условие 1_за6 > 20 * Ј>, м.

1_заб = 0,5- 3,6 = 1,8м; 1_заб> 20-0,1 = 2 м.

Расчетная величина сопротивления по подошве должна быть меньше ее предельного значения W_np (м), которое определяется по формуле:

(4.4.12)

где kj- коэффициент структуры массива (ki=l,0... 1,3);

Величину сопротивления по подошве по условию безопасности обури-вания We (м) определяют по формуле:

W₆=H_y-ctga + c;(4.4.13)

где а- угол откоса уступа, град;

с - безопасное расстояние между устьем скважины первого ряда и верхней бровкой уступа (принимать согласно ЕПБ - больше величины бермы безопасности, но не менее 2 м).

Расчетную величину сопротивления по подошве необходимо" проверить по условию:

W_K<W <W '

''б -- " СПП -- " пр 5

3,6 < 3,6 < 3,8

Принимаем значение линии сопротивления по подошве - 3,6 м. Основные параметры расположения зарядов на уступе представлены на рисунке 4.4.7.,'

Масса заряда в скважине Q (кг) определяется по формуле:

(4.4.14)

6 = 7,5-3,6-3,6-0,7 = 68,04

Выход взорванной породы с одного метра скважины К(м³/м):

(4.4.15) Подставляя значения определим:

Количество рядов скважин п_р определяется по формуле:

(4.4.16)

где В - ширина взрываемого блока, м.

Для обеспечения высокой степени дробления число рядов должно быть не менее четырех.

*»

Количество скважин в ряду п_с:

(4.4.17) где lq - длина взрываемого блока, м.

Общее количество скважин N:

N = n_p-n_c,Tm (4.4.18)

N = 4-41 = 164 шт

Суммарная длина скважин ZL_C (м):

Ј4=^-4. (4.4-19)

Общее количество ВВ Qouq (кг) для проведения массового взрыва:

Q^=Q-N.(4.4.20)

Интервал замедления между взрывами т (мс) скважинных зарядов определяется по формуле:

(4.4.21)

где А - коэффициент, зависящий от крепости взрываемой породы.

Полученное значение интервала замедления округляется до 5 мс. Принимаем значение интервала замедления равным 15 мс.

Выбор схемы взрывания.

Схема взрывания и соответствующее схеме расположение скважин на поверхности уступа должно приниматься учетом горно-геологических условий и повышения качества дробления.

При ведении взрывных работ в условиях Талатуйского месторождения учитывая фронтальный забой, взрывание на неподобранную горную массу, а также трудновзрываемые породы сложной структуры наиболее рациональным будет использование треугольной схемы короткозамедленного взрывания.

Взрывную сеть начинают монтировать после окончания всех работ по заряжанию и забойке скважин и вывода людей и оборудования из опасной зоны. Магистраль во избежание отказов прокладывают вдоль заряженных скважин на расстоянии 0,3... 0,5 м от них.

На карьерах взрывание производится обычно на две свободные поверхности: откос уступа и плоскость верхней площадки уступа. Именно эти две поверхности и определяют направление движения горной массы при взрыве. Разрушенная энергией разложения ВВ горная масса имеет возможность двигаться в вертикальном и горизонтальном направлениях. Вертикальное расположение взрывных скважин обеспечивает более интенсивное движение горной массы в горизонтальном направлении.

Под действием силы тяжести горная масса падает на горизонт и образует развал. Основополагающими закономерностями формирования развала горной массы при БВР следует считать: наибольшая деформация внутренней структуры массива происходит при однорядном взрывании скважин; поскольку в деформации массива отмечается расширение, сдвиг и ротация, она происходит неравномерно и имеет дифференциальный характер: нижние слои перемещаются в меньшей степени, чем верхние слои пород, прилегающие к середине откоса уступа, они "забрасываются" вперед и накрывают нижние слои; поверхностный слой развала образован породами тех же зон, что и в целике, которые претерпевают деформацию сдвига и расширения; разрыхление рудной массы в развале не является постоянном, а увеличивается к границе развала; геометрические параметры зарядов определяют начальные условия движения пород под действием энергии газообразных продуктов взрыва. Геометрия внутренней структуры развала рассчитывается через его основные геометрические параметры: высоту и ширину. Причем, изменение ширины развала оказывает большее влияние, чем высота. Связано это с тем, что основная деформация структуры добычного блока происходит в горизонтальном направлении.

Взрывание в зажатой среде уменьшает боковое смещение взрываемого массива в момент его разрушения. Подпор из неубранной горной массы увеличивает продолжительность действия взрыва на массив, так как энергия, направленная на метательное действие, экранируется и повышает к.п.д. взрыва на дробление.

Качественное дробление пород и ширина развала при взрыве в зажатой среде зависят от характера и ширины подпорной стенки. Для технологических схем с совместной отбойкой руд и пород в условиях зажима мощность «буфера» из ранее взорванных пород рассчитывается по формуле:

(4.4.22)

где: W - линия сопротивления по подошве, м;

kp - коэффициент взорванных разрыхления горных пород; Ф - угол откоса уступа, град.

Дробление негабарита

При существующей технике к технологии отбойки пород скважинными зарядами на рудниках и карьерах выход негабаритных кусков, особенно в трудновзрываемых породах, достигает 10% и более. Для вторичного дробления негабарита разработаны взрывные, механические, термические, электрофизические и комбинированные способы.

Взрывные способы: без бурения шпуров в негабарите обычными накладными зарядами и с гидроэкранированием; кумулятивными зарядами; с бурением шпуров в негабарите шпуровыми зарядами ВВ; микрозарядами ВВ; гидровзрывные.

Механические способы: статические с помощью гидроклина, динамические -пневмо-, гидробутобоями и падающим грузом.

Термические, электрофизические и комбинированные способы широкого распространения на открытых разработках не получили.

Для условий Талатуйского месторождения для дробления негабаритов наиболее приемлемо использование кумулятивных зарядов.

Применение кумулятивных зарядов типа ЗКП и ЗКН позволяет в 8...9 раз снизить удельный расход ВВ на вторичное дробление 1 м³ негабарита. В прессованном заряде ЗКП имеются кумулятивная выемка, облицованная сталью, промежуточный детонатор ПД-1, проволочная скоба для крепления ДШ.

Применение кумулятивных зарядов для разрушения негабаритов позволяет уменьшить разлет осколков породы и снизить силу воздушной взрывной волны. Дроблению кумулятивными зарядами подлежат негабариты с линейными размерами более 1.5 м.

Массовая доля негабаритной фракции определяется размерами кондиционного куска и категорией трещиноватости пород.

Для взорванных вскрышных пород максимальная величина кондиционного куска определяется по условию вместимости ковша экскаватора и составит

где Е - вместимость ковша экскаватора, м³.

Для вскрышных пород, согласно «Нормам технологического проектирования...» выход негабарита с линейными размерами кусков 1,5 м составит 0,2%. При годовых объемах вскрыши на уровне 2.5 млн.м³ объем негабаритных кусков составит 0,02-2500 тыс.м³=5 тыс.м³, при среднем объеме негабарита 1,5³=3,3 м³.

Общее количество негабаритных кусков составит

Следовательно для дробления такого количества негабаритов потребуется 1500 штук кумулятивных зарядов типа ЗКН-200.

Для взорванной рудной массы максимальная величина кондиционного куска ограничивается размером ячеи приемного бункера ЗИФ, равного 400 мм, соответственно, максимальная величина кондиционного куска составит 400 мм.

Руды и породы месторождения относятся среднетрещиноватым сред-неблочным и согласно «Нормам технологического проектирования...» массовая доля негабаритов будет составлять не более 2%.

При максимальном размере кондиционного куска 400 мм средний размер одного негабаритного куска составит 0,6 м, а его объем - 0,216 м.

Такие негабаритные куски дробятся бутобоями непосредственно на решетке приемного бункера ЗИФ.

Определение безопасных расстояний

При производстве взрывных работ возможно поражение людей, повреждение механизмов и сооружений вследствие разлета кусков породы, действия воздушной ударной волны, сейсмических колебаний и ядовитых газов.

В соответствии с ЕПБ определяются безопасные расстояния от взрываемых зарядов для людей и оборудования.

За безопасное расстояние для людей принимается наибольшее из рассчитанных для разных условий.

Определение зон опасных по разлету отдельных кусков породы.

Расстояние опасное для людей по разлету отдельных кусков породы при взрывании'скважинных зарядов рыхления r_pa3n рассчитывается по формуле:

(4.4.23)

где rj₃ - коэффициент заполнения скважины взрывчатым веществом

(4.4.24)

Цзаб - коэффициент заполнения скважины забойкой (при полном заполе-нении забойкой свободной от заряда верхней части скважины г}_заб=1, при взрывании без забойки т]_заб=^)

(4.4.25)

1_зар - длина заряда в скважине, м;

1_заб - длина забойки в скважине, м;

L_c ~ длина скважины, м;

/- коэффициент крепости пород по шкале П.П. Протодьяконова;

D - диаметр взрываемой скважины, м;

а - расстояние между скважинами в ряду, м.

Подставляя в формулу значения определим:

При производстве взрывов на косогорах, а также в условиях превышения верхней отметки взрываемого участка над участками границы опасной зоны более чем на 30 м размеры опасной зоны в направлении вниз по склону должны быть увеличены и безопасные расстояния по разлету отдельных кусков породы Rp^ (м) рассчитаны по формуле:

(4.4.26)

где Кр - коэффициент, учитывающий особенности рельефа местности

(4.4.27)

Р - угол наклона косогора к горизонту, градус.

K_p = l + tg5 = 1,088

Тогда

^=453-1,088 = 493 М

Расчетное значение расстояния округляется в большую сторону до значения кратного 50 м.

Принимаем на горизонтальной поверхности и в направлении вверх по склону ^^=450 м, в направлении вниз по склону - 500 м.

Безопасное расстояние по действию УВВ наружного заряда на человека r_min (м)

Следует определять, если принята разделка негабарита накладными зарядами ВВ, находится по формуле:

(4.4.28)

где Q - масса взрываемого заряда, кг.

При одновременном взрывании 10 негабаритов безопасное расстояние по действию УВВ наружного заряда на человека составит

Радиусы зон, опасных по сейсмическому воздействию взрыва и ударно воздушной волне при производстве массовых взрывов на карьерах для зданий и сооружений не рассчитываются по причине их отсутствия на промп-лощадке карьера и вблизи карьеров.

Передвижные домики, служащие для приема пищи и обогрева располагаются за границей опасной по разлету кусков породы зоны.

Безопасное расстояние по действию ядовитых газов учитывается лишь при одновременном взрывании зарядов выброса общей массой более 200 т. В нашем случае одновременно взрывается 11 тонн ВВ, следовательно, рассчитывать безопасное расстояние по действию ядовитых газов нет необходимости.

Принимаем общий радиус опасной зоны при взрывных работах исходя из максимального значения, полученного по условию разлета отдельных кусков породы:

для людей - 500 м;

для машин и механизмов - 200 м.

Комплексная механизация взрывных работ

Механизация взрывных работ на карьерах должна исключить тяжелые ручные операции с ВВ, начиная с поступления их на склад ВМ и кончая их заряжанием в скважине.

Порошкообразные или гранулированные ВВ в мешках на заводах или при их выгрузке из железнодорожных вагонов укладываются по 20...25 шт на специальные поддоны, на которых они доставляются вилочными электропогрузчиками (типа ЭПВ-1.25 и др.) в хранилище складов или пункты механизированной подготовки ВВ.

На пунктах подготовки мешки растариваются и для ускорения загрузки транспортно-зарядных машин ВВ накапливается в бункерах вместимостью 25 т (передвижная установка МПР-30 и др.).

На местах производства взрывных работ механизация заключается в том, что ВВ подаются в скважины шнеками из бункеров зарядных машин или транспортируются с помощью зарядных устройств сжатым воздухом под давлением 0,3...0,6 МПа по трубопроводам с различными скоростями и на различные расстояния, иногда достигающие 150...200м.

При заряжании скважин на карьерах применяют обычно тяжелые зарядные устройства, смонтированные на автомобилях. Для гранулированных ВВ возможно применение машины МЗ-ЗБ.

Производительность зарядной машины определяют по следующим зависимостям.

Время рейса зарядной машины t_p (ч):

(4.4.29)

где tgp - время загрузки машины, ч; ^_в - время движения машины, ч; t₃ -время заряжания одной скважины, ч.

t_p = 0,3 + 0,5+1,1 = 1,8 часа.

Сменная производительность зарядной машины Q_3ap (т/см):

(4.4.30)

где Т_пр - время производительной работы машины за смену, ч;

gg - вместимость бункера зарядной машины, т;

L - расстояние доставки ВВ, км;

V- скорость движения машины, км/ч;

Q₃ - масса скважинного заряда ВВ, т;

k - коэффициент пропорциональности, (k=l.3... 1.5);

t₃ = Q₃ lQ_n - время заряжания 1 скважины, ч;

<2„ - производительность подающего механизма машины, т/ч.

Принимаем одну машину типа МЗ-ЗБ.

Оставшееся после размещения ВВ свободное пространство в шпуре, скважине или камере частично или полностью заполняют забоечным материалом. Забоечный материал не должен содержать крупных кусков, чтобы не повредить средства инициирования, а также исключить возможность образования искр в процессе забойки. Лучшим забоечным материалом для вертикальных шпуров и скважин является мелкозернистый, слегка увлажненный песок, буровая мелочь, отходы обогатительных фабрик и т.д.

Для транспортирования и механизированной подачи забоечного материала в скважины принимаем машину ЗС-2. Транспортирование забойки в скважину производится с помощью конвейера. Производительность машины достигает 1700 кг/мин.

Также принимаем одну машину ЗС-2.

Вывод.

Талатуйское золоторудное месторождение представлено ценными рудами и находится в сложных горно-геологических и горно-технических условиях.

В результате расчетов выполненных в разделе нами приняты следующие технические и технологические решения:

на буровых работах принимаем отечественный буровой станок СБУ-100ГА-50, что позволяет в 7.7 раз сократить капитальные и в 2.5 раза эксплуатационные расходы, по сравнению с зарубежной техникой;

повышения качества добываемых руд можно достичь сохранением горногеологической структуры массива, что достигается взрыванием скважинных зарядов малого диаметра на подпорную стенку;

инициирование зарядов производится новой современной неэлектрической системой инициирования СИНВ, позволяющей перейти на новый уровень безопасности и качества ведения взрывных работ.

Вывод по главе

Резкое снижение потерь и разубоживания полезного ископаемого достаточно эффективно решается на основе применения технологии взрывания рудных уступов в зажатой среде. При этом уменьшается развал горной массы, повышается качество дробления, и значительно сохраняется первичная геологическая структура. Кроме этого, повышению эффективности взрывного рыхления способствует применение скважинных зарядов уменьшенного взрывания с использованием отечественной системы инициирования СИНВ-П.

Для отбойки руды в условиях Талатуйского месторождения предполагается целесообразным бурить скважины диаметром 100 мм, глубиной 9 м. В качестве бурового оборудования рационально использовать отечественный буровой станок СБУ-100ГА-50, имеющий по сравнению с зарубежными станками меньшие капитальные и эксплуатационные затраты. Высота рудных уступов на карьере 7,5 м. Для отбойки пород и руд применяют граммо-нит 79/21. Сетка скважин при отбойке блоков - 3,6x3,4 м, удельный расход ВВ - 0,7 кг/м³. На обуривании блоков предусматривается работа 6 станков СБУ-100ГА-50. Ввиду небольшого срока существования карьера контурное взрывание нецелесообразно.

4.5 Выемочно-погрузочные работы (Специальная часть)

Как уже было сказано в предыдущем разделе, в выборе горного оборудования необходимо ориентироваться на отечественного производителя. В настоящее время в России выпускается достаточный ассортимент современной выемочно-погрузочной техники. Это экскаваторы типа ЭКГ (комплектуются в основном электрическим приводом, дизельный привод имеет экскаватор ЭКГ-5Д, выпускаемый ОАО «Уралмашзавод»), гидравлические экскаваторы типа ЭГ (также выпускаются с электрическим приводом, гидравлический экскаватор с дизельным приводом, способный работать на выемке скальных горных пород - ЭО-6124, выпускаемый Воронежским экскаваторным заводом).

В настоящее время горнодобывающая промышленность России претерпевает определенные изменения. Наметилась тенденция приоритетного освоения небольших месторождений с коротким сроком возврата инвестиций, в основном, в золотодобывающей промышленности и в ряде других отраслей с наиболее дефицитным сырьем. Первостепенное значение стало уделяться качеству добываемого сырья и селективным методам добычи, с уменьшенными выемочными параметрами добычных работ (высота уступа, ширина рабочей площадки, ширина буровой заходки и прочее).

Сравнение одноковшовых экскаваторов между собой показывает, что усовершенствование их конструкций, применение новых принципиальных решений способствует снижению металлоемкости в 1,5...2 раза. Однако у гидравлических экскаваторов по сравнению с мехлопатами энергоемкость и установленная мощность электрооборудования выше в 1,2... 1,5 раза, что позволяет им развивать повышенное в 1,5...2 раза усилие копания и способствует реализации ряда технологических преимуществ по сравнению с мехлопатами: возможность селективной выемки сложноструктурных пластов, разгрузку ковша в транспортные средства с минимальной высоты и др.

Одноковшовые экскаваторы используются на рудных карьерах традиционно, однако в последнее время появился ряд разработок, где во главе технологической цепочки ставится выемочно-погрузочное оборудование непрерывного действия, предопределяющее переход к чисто поточной технологии. Так, на выемке маломощных пластов урановых руд успешно применялся роторный экскаватор ЭРГ-400/1000. Выемку взорванной скальной горной массы из развала эффективно позволяют вести экскаваторы непрерывного действия типа ЭСКГ с рабочим органом, выполненным в виде двухковшового ротора. При этом усилие черпания на кромке ковша машины создавалось на уровне карьерных мехлопат (0,23...0,32 - среднее, 0,46...0,64 - предельное усилие черпания). Однако до сих пор не прошли серьезных промышленных испытаний и не внедрены разработанные конструкции выемочно-погрузочных машин непрерывного действия, предназначенных для селективной выемки.

Выбор выемочно-погрузочного оборудования

По годовым объемам добычи горной массы в условиях Талатуйского месторождения, а именно 3...4 млн.м³/год и при высоте рабочего уступа 7,5 м целесообразно применение на карьере экскаваторов с вместимостью ковша не менее 4,5...5 м³ и высотой черпания не менее высоты уступа после взрывания.

Рабочий проект на разработку Талатуйского месторождения ориентирован на применение выемочно-погрузочного оборудования с автономным дизельным приводом. Заказчиком проекта было определено применение зарубежной техники, а именно гидравлических экскаваторов с автономным дизельным приводом фирмы «Liebheer» (см. фото).

Экскаватор R-974 с вместимостью ковша 4.4 м³ и высотой черпания 8 м используется на добычных работах, его годовая производительность составляет 1220 м³. Принят один экскаватор данного типа.

Экскаватор R-984 с вместимостью ковша 5,7 м³ и высотой черпания также 8 м используется на вскрышных работах, его годовая производительность составляет 1670 м³. Принято два экскаватор данного типа.

Суммарная производительность экскаваторов обеспечивает выполнение годовых объемов горных работ.

Данные машины наряду с высокой производительностью и надежностью требуют и значительных капитальных затрат на их приобретение.

Стоимость экскаватора «Liebheer» R-974 составляет 19,2 млн. руб, а экскаватора «Liebheer» R-984 - 28,5 млн. руб. Суммарные затраты на приобретение экскаваторов составят 76,2 млн.руб.

До настоящего времени карьерные гидравлические экскаваторы в стране не производились. Российские горнодобывающие компании приобретают их у Komatsu, Caterpillar, Hitachi.

ОАО "Ижорские заводы", входящее в состав корпорации "Объединенные машиностроительные заводы" (группа Уралмаш-Ижора) в 2002 году изготовило опытный образец мощного гидравлического экскаватора ЭГ-5,5, предназначенного для работы в горных карьерах.

Экскаватор разработан ООО "ОМЗ Горное оборудование и технологии". "Ижорские заводы" изготовили все металлоконструкции и рабочее оборудование - стрелу, рукоять, ковш, поворотную платформу, нижнюю раму и рамы гусеничные. По желанию заказчика экскаватор может оснащаться дизельным или электрическим приводом.

Испытания экскаватора были успешно проведены на ПГ «Фосфорит» в 2002-2003 гг.

Экскаватор может быть оснащен сменным рабочим оборудованием типа "обратная лопата" или гидромолотом.

Основные параметры экскаватора:

вместимость ковша экскаватора - от 4,2 до 7,5 м³;

максимальный радиус копания -10 метров;

наибольшая высота копания -11м;

глубина копания ниже уровня стоянки -2м.

Стоимость гидравлического экскаватора с электрическим приводом составляет 14,0 млн. руб.

Рассчитаем производительность и потребное количество экскаваторов ЭГ-5.5.

Эффективная производительность экскаватора на выемке взорванных пород определяется по формуле:

(4.5.1.)

где Е - емкость ковша экскаватора, м³; Т_ц - время рабочего цикла, с; К_н - коэффициент наполнения ковша; Кр - коэффициент разрыхления породы; К_тв - коэффициент влияния технологии выемки; К_пот - коэффициент потерь экскавированной породы; К_у - коэффициент управления; Ктр - коэффициент обеспечения забоя порожняком.

Сменная производительность экскаватора:

Q^ = 225 * 11 = 2475 М³/СМ. Годовая производительность экскаватора:

д_год=д_см-п.К,м³/год;(4.5.2)

где: п - число смен в сутки;

N - число рабочих дней в году. Годовая производительность:

<3_гед = 2475 * 2 * 287 = 1420000 М³/ГОД.,

Необходимое количество экскаваторов на выемке взорванных пустых

пород:

экскаватор.

здесь: 4637 тыс.м³ - максимальный объем разрабатываемой горной массы (будет достигаться, согласно календарного плана в период горнокапитальных работ).

Необходимое количество экскаваторов на выемке взорванной рудной массы:

экскаватор.

Общее число экскаваторов на выемке и погрузке горной массы принимаем в количестве 4 штук.

Произведем технико-экономическое сравнение возможностей использования зарубежных экскаваторов «Liebheer» R-974, «Liebheer» R-984 и отечественного экскаватора ЭГ-5.5 в условиях Талатуйского золоторудного месторождения.

Цены на экскаваторы соответствуют официальным данным предприятий-производителей на новую технику.

Эксплуатационные затраты подсчитываются на состояние серидины 2005 года.

Определим капитальные затраты на приобретение выемочно-погрузочного оборудования.

Таблица 4.5.1

Капитальные затраты на приобретение выемочно-погрузочного оборудования

Наименование оборудования	Количество, шт	Стоимость единицы, тыс.руб	Капитальные затраты, тыс.руб
Экскаватор » «Liebheer» R-974 Экскаватор «Liebheer» R-984 Итого	1 2	19,2 28,5	19200 57000 76200
Экскаватор ЭГ-5. 5"	4	14,0	56000

Стоимость I Капиталь

Годовые эксплуатационные затраты на буровое оборудование включают:

основную заработную плату (ФОТ);

начисления на заработную плату (35,9% от ФОТ);

затраты на материалы;

цеховые расходы (15% от суммы ФОТ и начислений на заработную плату).

Расчет произведен на основе следующих данных:

стоимость дизельного топлива (оптовая для предприятий) - 14 р/л;

стоимость электроэнергии для предприятия - 2 кВт-час;

установленная мощность и потребление ДТ взяты в соответствии с техническими характеристиками оборудования.

Годовые эксплуатационные затраты сведены в таблицу

Таблица 4.5.2

Годовые эксплуатационные затраты на буровое оборудование

Показатель	Экскаватор «Liebheer» R-974	Экскаватор «Liebheer» R-984	Экскаватор ЭГ-5.5
1	2	3	4
Количество обслуживающего экскаватор персонала, чел	2	4	8
Основная заработная плата, тыс.руб	384,0	768,0	1536,0
1	2	3	4
Начисления на заработную плату, тыс.руб	137,85	275,71	551,42
ГСМ (электроэнергия), тыс.руб	5052,6	13783,0	14650,0
Цеховые расходы, тыс.руб	78,27	156,55	313,1
Всего	5654,72	14987.26	17058,52
Итого	20642,0	17058,52

Вывод.

На основании выполненного расчета для ведения выемочно-погрузочных работ в условиях Талатуйского месторождения принимаем экскаватор ЭГ-5.5. При этом капитальные затраты могут быть снижены в 1,4 раза, эксплуатационные затраты - в 1,21 раза. Несмотря на меньшее количество экскаваторов зарубежного производства высокие эксплуатационные затраты связаны с большим среднегодовым расходом дизельного топлива (по данным проекта - 630 т).

На основании полученных данных построим диаграммы, представленные на рисунках.

Дальнейший расчет производим с учетом использования на выемочно-погрузочных работах экскаваторов ЭКГ-5.5.

Селективная выемка руд.

В соответствии с «Нормами технологического проектирования...» выдаваемая из карьера руда должна удовлетворять требованиям по показателям, характеризующим ее качество:

по соотношению объемов руды различных технологических типов;

по среднему содержанию основных полезных компонентов.

Применяемые методы усреднения:

внутрикарьерное усреднение (позабойное, внутризабойное);

* усреднение на промежуточных, шихтовочных, усреднительных складах, на промплощадке ЗИФ.

Так как руды месторождения «Талатуй» представлены одним технологическим типом (по обогатимости), усреднение руд по этому критерию проектом не предусматривается.

Тип месторождения (жилообразные рудные тела малой и средней мощности и большой протяженности) и количество горной техники (один экскаватор на добыче) обусловливает систему разработки, при которой возможна отработка запасов на горизонте лишь при одном добычном забое. При этом взорванная руда на добычном участке вынимается с непрерывным под-виганием рудного забоя по простиранию рудного тела.

Для повышения содержания золота в руде, подаваемой на ЗИФ, проектом предусматривается проведение селективной выемки различных сортов руд во взорванном блоке:

в «пустую породу» выделяются участки рудного тела с содержани ем золота менее 0,5 г/т;

в склад (спецотвал) забалансовых руд выделяются руды с содержа нием золота более 0,5 г/т и менее бортового для балансовой руды (2,0 г/т), эти руды являются для предприятия сырьевым резервом извлечения из них металла.

на промежуточный (усредненный) склад направляется руда с борто вым содержанием более 2 г/т

В связи с тем, что затраты на добычу забалансовых руд так же, как и на вскрышу пустых пород, будут погашены в процессе эксплуатации за счет получения золота из балансовой руды, то экономическая эффективность извлечения золота из забалансовых руд на ЗИФ будет определяться лишь затратами на их погрузку, транспортирование и переработку и должна быть оценена после полной отработки всех балансовых запасов.

Разграничение различных сортов руд и выделение безрудных участков («пустые породы») на рабочем горизонте карьера производится в соответствии с сортовым планом на массовый взрыв, а также уточняется граница между рудой и вмещающими породами. Разграничение осуществляется путем установки хорошо различимых деревянных вех на расстоянии 3-4 м одна от Другой.

Селективная выемка взорванной горной массы производится машинистом экскаватора в соответствии с зарисовкой геолога в журнале «Указания геологической службы для горного участка». Контроль за селекцией осуществляется участковым геологом.

В связи с тем, что добычные работы ведутся одним забоем, то позабой-ное усреднение исключается. В таких условиях возможно усреднение руд за счет их послойной отсыпки с различным содержанием на промскладе.

Ежесуточное продвижение забоя экскавации приводится в журнале «Указания геологической службы горному участку». В этом журнале геологом ежесуточно делается эскизная зарисовка забоя экскавации с выделением сортов руд и безрудных пород, с указанием содержания золота и ориентировочное положение экскаватора в данное время.

Здесь же записывается соотношение сортов руд и пустых пород, а также приводится расчет содержания в товарной и забалансовой, что обеспечивает контроль за содержанием золота в руде, подаваемой на промежуточный склад и склад забалансовой руды.

Руды месторождения представлены одним технологическим типом, поэтому целью шихтовки является стабилизация содержания золота в руде, подаваемой с усреднительного склада на ЗИФ в соответствии с установленным на ней технологическим режимом работы.

Порядок отработки участка «пустая порода - забалансовая руда -балансовая руда - забалансовая руда пустая порода» представлен на рисунке и состоит из следующих операций:

1. Для машиниста вскрышного экскаватора границей вскрышных работ является первый ряд вешек с номером 1. Заходка вскрышного экскаватора вблизи контакта с рудным телом проходит вдоль его простирания.

2. Границей заходки со стороны висячего бока рудного тела является
положение, при котором вешки с номером «1» начнут падать вместе с экска-
вируемой породой по линии G-

Н, которая является линией откоса экскаваторного забоя, угол откоса забоя - 70 (см рисунок 2.4).

Начиная с этого момента вскрышной экскаватор прекращает подработку уступа за точку «И» (линию Н-Н), а лишь вынимает оставшуюся вскрышу в пределах треугольника F-G-H с плоскости контакта с забалансовой рудой до момента падения ряда вешек с номером 2, по линии F-F.

3. Следом за вскрышным экскаватором добычной экскаватор сначала одной заходкой вынимает забалансовую рулу в пределах фигуры H-K-E-F (до падения флажков с номером 3 по линии ЕС), затем последующими заходками вынимаем балансовую руду в пределах фигуры E-K-N-B до падения флажков с номером 4 и после этого забалансовую руду в пределах фигуры A-B-N-R.

Расчет нормативных потерь и разубоживания руды при селективной выемке гидравлическим экскаватором.

Расчет нормативов потерь и разубоживания выполнен согласно «Методическим указаниям по нормированию, определению и учету потерь и разубоживания золотосодержащих руд», разработанных ОАО «Иргиредмет» в 1994 г.

Исходные данные, принятые для расчета средних величин нормативов потерь и разубоживания руды по карьерам:

высота уступа - 7,5 м;

средний угол падения рудных тел - 44°;

угол откоса экскаваторного забоя - 70°;

средняя плотность руды - 3,45 т/м³;

плотность руды на контакте с вмещающими породами - 2.88 т/м³;

плотность разубоживающей руды на контакте с рудным телом -
2,99 т/м³;

средняя мощность рудных тел -3,19м;

мощность приконтактной зоны - 0,25 м.

Гидравлический экскаватор типа «прямая лопата» за счет большой маневренности ковша позволяет производить в зоне контакта «руда-порода» выемку руды и пустых пород непосредственно по контакту между ними с о тавлением предохранительной «рубашки» из вмещающих пород мощностью 0,25 м.

Основные потери руды и разубоживания вмещающими породами образуются на контакте рудного тела с вскрышными породами. Происходит это из-за отсутствия четких геологических контактов между рудой и породой и граница между ними определяется только опробованием.

В этом случае возникает так называемая зона контактной неопределенности, где на сравнительно небольших расстояниях по падению и простиранию рудного тела возможны существенные отклонения действительной линии контакта от подсчетного контура балансовых запасов.

Абсолютные величины потерь и разубоживания определяются через оптимальное соотношение ущербов и мощности приконтактной зоны. Мощность приконтактной зоны составляет 0,25 м, в т.ч. в контуре рудного тела т„=0,0575 м и за контуром рудного тела w_e=0,1925 м.

Площади потерь и разубоживания составят:

Абсолютные величины теряемой руды «П» и разубоживающей породы на 1 м длины контура составят:

Балансовые запасы на 1 м длины контура по простиранию:

На основании полученных данных определим нормативные потери и разубоживание по одной контурной зоне:

Потери руды за счет разлета кусков при взрывании прини маются не более Я_р=0,3%.

Отсюда, суммарные нормативы потерь и разубоживания с учетом обоих контуров составят:

Принимаем значения потерь и разубоживания По=3,5 и Р₀=10,1. Расчетные значения потерь и разубоживания являются соответственно в 1,5 и 4 раза меньшими, чем при отработке массива экскаватором типа ЭКГ-5А.

Расчет основных параметров ведения выемочно-погрузочных работ.

Ширина заходки экскаватора после взрыва для данных условий эксплуатации определяется по формуле:

A = 1.7-R,._y =1.7-10 = 17 м; (4.5.3)

где: R_4y - максимальный радиус черпания на горизонте установки, м.

Ширина развала взорванных вскрышных пород определяется по формуле:

B_M=K₃-B₀+(n-l)-b, . (4.5.4)

где: К₃ - коэффициент дальности отброса взорванной породы; п - число рядов скважин; b - расстояние между рядами скважин, м; В₀ - ширина развала при однорядном взрывании,м;

(4.5.5)

где: К_в - коэффициент характеризующий взрываемость породы;

Кр - коэффициент учитывающий угол наклона скважин к горизонту;

(4.5.6)

При выемке экскаватором взорванной породы за две заходки допустимая ширина развала:

(4.5.7)

где: С - безопасное расстояние от подошвы развала до оси ж/д транспорта, м;

условие соблюдается, следовательно выемка породы из взорванного массива возможно производить в две заходки.

Ширина развала на добычных работах с учетом ширины «буфера» из неубранной горной массы составит:

На добычных работах отработка ведется одной заходкой с оставлением «буфера».

Высота развала при многорядном взрывании вскрышных пород вертикальными скважинными зарядами:

(4.5.8) где: Кр - коэффициент разрыхления породы в массиве.

Высота развала при взрывании рудного уступа на «буфер» составит 8,1 м.

Угол откоса уступа по рекомендациям Гипроруды для данного типа пород принимаем равным 75 градусам.

Минимальная ширина рабочей площадки на вскрышных работах определяется по формуле:

(4.5.9)

где: В - ширина развала взорванной породы, м; Т - ширина транспортной полосы, м;

S - расстояние от транспортной полосы до полосы безопасности, м; Z - ширина полосы безопасности, м.

Рисунок 4.5.5 Схема к определению ширины рабочей площадки

До последнего времени прогрессивное отечественное горнопромышленное производство было ориентировано на использование в качестве вы-емочно-погрузочного оборудования высокопроизводительных зарубежных гидравлических экскаваторов. Однако разработка и серийный выпуск более доступных как по стоимости, так и в эксплуатации отечественных экскаваторов (в частности ЭГ-5.5) и их внедрение на производство позволяет с такой же эффективностью вести открытые горные работы. Кроме этого гидравлические экскаваторы позволяют наиболее эффективно вести селективную выемку в сложных горно-геологических условиях.

4.6 Перемещение карьерных грузов

4.6.1 Выбор и обоснование транспортного оборудования

Критериями выбора вида транспорта являются: характер трассы, конфигурация месторождения, мощность вскрышных пород, глубина карьера и др. Выбор производится на основе технико-экономического анализа. При этом может оказаться, что наивыгоднейшим вариантом является использование на отдельных участках трассы различных видов транспорта, их сочетание принято называть комбинированным карьерным транспортом.

Принимая во внимание горно-геологические и горно-технические особенности разработки Талатуйского золоторудного месторождения, а именно:

рудные залежи малой мощности со сложными условиями залегания;

ограниченную площадь карьера;

необходимость транспортировки абразивных скальных пород;

ограниченная площадь карьера;

для перемещения вскрышных пород и руды в условиях Талатуйского золоторудного месторождения наиболее приемлемым будет является автомобильный транспорт.

Оптимальные параметры транспортного сосуда определяются техническими характеристиками выбранного выемочно-погрузочного оборудования. Оптимальное соотношение объемов транспортного сосуда и ковша экскаватора имеет вид:

(4.6.1)

где ек - объем кузова автосамосвала, м³; Е - объем ковша экскаватора, м³;

При использовании в качестве выемочно-погрузочного оборудования экскаваторов ЭГ-5.5 с ковшом емкостью 4,2 м³, необходимый объем транспортного сосуда будет находится в пределах 8,5...35м³.

Такому требованию отвечает отечественный карьерный автосамосвал БелАЗ-7540.

Карьерные самосвалы БелАЗ-7540 грузоподъёмностью 30 т предназначены для перевозки горной массы и сыпучих грузов на открытых разработках полезных ископаемых, при сооружении крупных промышленных и гидротехнических объектов по технологическим дорогам в различных климатических условиях.

По заказу потребителя машины могут быть укомплектованы централизованной системой смазки, кондиционером, взвешивающим устройством.

Таблица 4.6.1

Техническая характеристика автосамосвала БелАЗ-7540

Показатели	Значения
Грузоподъемность, тонн	30
Колесная формула	4x2
Вместимость кузова, м3	15
Основные размеры, мм
Длина	7250
Ширина	3480 .
Высота	3580
Минимальный радиус поворота, м	8,7
Максимальная скорость движения, км/час	50

Расстояние транспортирования вскрышных пород во внешние отвалы составляет 3,35.км.

Расстояние транспортирования руды на ЗИФ составляет 15 км.

Исходя из расстояния транспортирования, автосамосвал БелАЗ-7540 рационально использовать на доставке вскрышных пород во внешние отвалы.

Наиболее рациональным в аспекте производительности и ряда технических характеристик будет использование для транспортировки пород руды на ЗИФ автосамосвалов КамАЗ-65115. Определяющими факторами при выборе данного автосамосвала являются достаточно большая грузоподъемность

(20 т), высокая проходимость, меньшая по сравнению с БелАЗ-7540 стоимость (750000 руб).

Таблица 4.6.2

Показатели	Значения *
Грузоподъемность, т	20
Колесная формула	6x2
Вместимость кузова, м3	11
Максимальная скорость движения, км/ч	ПО
Мощность двигателя, л.с.	250

На основании характеристик автосамосвалов выполним тяговый расчет автотранспорта.

4.6.2 Тяговый расчет

Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Сила тяги на окружности ведущих колес автомобиля регулируется изменением подачи топлива в цилиндры и передаточного числа коробки скоростей и определяется по формуле:

(4.6.2)

где: N - мощность двигателя, кВт; 9 - скорость движения, км/час;

т] - 0,65-0,70 - К.П.Д. передач в коробке скоростей и ведущих колес. Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

Максимальное реализуемое тяговое усилие ограничивается сцеплением движущихся колес с полотном дороги:

(4.6.3)

где: *Р - коэффициент сцепления колес с полотном дороги. Р_сц - сцепной вес автомашины:

(4.6.4)

где G_n - полный вес автомобиля с грузом, кН. Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Сопротивлению качению машины по дороге:

(4.6.5)

где: W - коэффициент сопротивления качению, Н/кН;

Для забойных и отвальных дорог, имеющих укатанные проезды в забоях W = 50...80, для имеющих укатанные проезды на отвалах W = 80... 150, для имеющих не укатанные проезды на отвалах W = 250-300 Н/кН. Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

Сопротивление от уклона дороги:

(4.6.6)

где i - уклон пути.

Для автосамосвала БелАЗ-7540. Wj = 0.08-205,8= 16,46 Н.

Для автосамосвала КамАЗ-65115. W_f =0.08-176,4 = 14,112 Н.

Сопротивление воздушной среды:

г» О 0^

^Wh⁼ 9 ,Н;(4.6.6)

^b 3.6²

где р=0,6-0,8 -коэффициент обтекания автомобиля;

П=(8-10-для самосвала) площадь любого сопротивления. Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

Суммарное сопротивление движению автомобиля:

(4.6.7)

Для автосамосвала БелАЗ-7540.

W = 205,8-(16,46 + 0.08) + 1307 = 3711 H.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

W = 205,8-(14,112 + 0.08) + 3121 = 6041 H.

4.6.3 Эксплуатационный расчет автомобильного транспорта

Время погрузки автосамосвала:

(4.6.8)

где: G - грузоподъемность автосамосвала, тонн 1_Ц - время цикла экскаватора, сек; Vk- объем ковша экскаватора, м³; 7 - плотность породы, т/м³; К_н - коэффициент наполнения ковша. Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

Время разгрузки автосамосвала принимаем t_p=0.85 мин Время движения машины:

. (4.6.9)

где L - расстояние транспортирования горной массы, км;

3„_ор - время движения машины в порожнем состоянии, км/час;

Крз - коэффициент времени на разгон и торможение машины; Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

Полное время рейса составит:

(4.6.10)

Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Т = 0,92 + 0,85 + 16,58 + 0.2 = 18,55 МИН.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

Т = 0,61 + 0,85 + 32,1 + 0.2 = 33,76 МИН. П

Техническая производительность автосамосвала:

(4.6.11)

где К_н -- коэффициент наполнения кузова;

Т - время работы автомашины в смену, час. Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

Эксплуатационная производительность:

А =к -А ,т/см;(4.6.12)

э в т'

где К_в=0,75 - коэффициент использования машины в течение смены. Для автосамосвала БелАЗ-7540. А =0,75-1280 = 960 Т/СМ.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

А = 0,75 * 470 = 352,5 Т/СМ.

Годовая ^производительность автосамосвалов:

Для автосамосвала БелАЗ-7540.

А_год = 960 * 350 * 2 = 672 тыс.т/год или 236 тыс.м³/год.

Для автосамосвала КамАЗ-65115.

А_год = 352,5 * 350 * 2 = 246,75 ТЫС.Т/ГОД ИЛИ 86,57 тыс.М³/ГОД.

Требуемое количество автосамосвалов в период эксплуатации находится по формуле:

Для автосамосвала БелАЗ-7540.

Списочное количество -- 10 автосамосвалов. Для автосамосвала КамАЗ-65115.

Списочное количество - 2 автосамосвала.

Таким образом, для обеспечения бесперебойной работы выемочно-погрузочного оборудования требуется 9 автосамосвалов БелАЗ-7540 и 2 автосамосвала КамАЗ-65115.

4.6.4 Рудовозная дорога

Рудовозная дорога обеспечивает бесперебойную и эффективную работу рудовозного автотранспорта - автосамосвалов КамАЗ-65115, а также служит для подвоза материалов и трудящихся к месту работы из пос. Вершино-Дарасунский.

Автодорога соединяет промплощадку карьера месторождения «Тала-туи» с автотрассой «Шилка-Усугли» и пересекает водотоки (рч Жарча и Верхние Теремки). Протяженность трассы составляет 1900 м.

Тип дорожной одежды - переходный нежесткий.

Конструкция дороги - многослойная, обеспечивающая дренирование поверхностных.

Полотно дороги выполняется из местных грунтов (выемки и насыпи) согласно проектному положению, представленному на продольном и попречных профилях. Основание дороги отсыпается на подготовленное и спланированное полотно и обеспечивает дренирование поверхностных вод Отсыпка производится крупнообломочным материалом скальных пород вскрыши Талатуйского карьера. Покрытие дороги из песчано-галечной смеси отсыпается на основание дороги. Сверху покрытие дороги пропитывается поверхностно-активными веществами (ПАВ) на глубину 6-8 см.

Данная конструкция дороги обеспечивает требуемый для рудовозов КамАЗ-65115 эквивалентный модуль упругости 110 МПа и допускает перегон порожних автосамосвалов грузоподъемностью до 40 т.

В виду незначительной интенсивности движения (4-5 автосамосвалов в час) проектом предусматривается строительство однополосной дороги с двухсторонним движением, укрепленной на полную ширину.

Ширина проезжей части принята равной 4,5 м, ширина обочин должна составлять не менее половины проезжей части автодороги и принимается -2,5 м. Проезжая часть проектируется с двухскатным поперечным профилем.

Поперечные уклоны проезжей части и обочин составляют 25 %о. Со стороны нагорной части дороги предусматривается сооружение кювета шириной до 1 м, в котором располагается канава шириной 0,6 м и полка для сбора осыпи.

Итого, ширина автодороги составляет 9,5 м, общая ширина земляного полотна автодороги поверху -12,5 м.

Дорога располагается в сложных местных условиях, поэтому на спусках в грузовом направлении наибольший продольный уклон не должен превышать 70 %о.

Средняя скорость движения автосамосвалов принята равной 50 км/ч.

Общие объемы дорожно-строительных работ при сооружении рудовоз-ной дороги составляют 25,71 тыс. м³.

4.6.5 Внутриплощадочные дороги

К внутриплощадочным относятся автодороги:

от устья въездной траншеи в карьер рудной зоны № 3 на отвал пустых пород № 1;

от съезда в карьер рудной зоны № 2 до отвалов пустых пород № 1 и№2;

ответвления от рудовозной дороги на промежуточный склад руды, спецотвал (склад) забалансовых руд, открытую площадку конторы карьера и ремонта горной техники;

ответвления от рудовозной дороги и дорог на отвалы пустых по род на рабочие горизонты в нагорной части карьеров.

Из перечисленных дорог ответвления от рудовозной дороги и дорог на отвалы пустых пород на рабочие горизонты в нагорной части карьеров относятся к категории временных, так как срок службы их менее одного года; остальные автодороги - постоянные.

Длина постоянных автодорог составляет 4600 м, а временных - 400-500 м; продольные уклоны автодорог не превышают 80 %о.

Ширина постоянных внутриплощадочных дорог равна ширине внутри-карьерных съездов и составляет 16,5 м.

Определение ширины транспортной бермы.

Ширина транспортной бермы составит:

B_T=K + T + Z, (4.6.13)