Отработка локального участка месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

1. Горнотехнические условия разработки

Разрабатываемый участок расположен на восточной конечности месторождения, на абсолютных отметках от 2130 до 2180 м. Рельеф участка холмистый, с незначительным (5-7 ⁰) падением на юго - запад. На разрабатываемом участке проявления грунтовых вод не наблюдается. Обводнение каръера возможно только атмосферными осадками. В пределах каръера имеется ЛЭП, существует автодорога.

На месторождении выделено три слоя продуктивной толщи, разделенных глинистыми породами. Суммарная мощность слоев на разрабатываемом участке составляет 11,2 м. Средняя мощность 1-го и 2-го слоев по данным опытного каръера №3 примерно равны и составляет 1, 5 м. Второй слой отделен от верхнего слоя прослойком глин мощностью от 1 до 5 см. Пачка пород, отделяющая третий слой от второго, сложена чередованием глин, аргиллитов и алевролитов иногда с прослойками песка. Суммарная средняя мощность вскрышных пород между слоями 2 и 3 в пределах участка №21 составляет 3, 20 м.

Третий слой в зависимости от цвета и товарного качества подразделен на два подслоя: 3-₁ и 3-_2. Средняя мощность слоя 3-₁ -3,82 м. Средняя мощность слоя 3-₂ -4,2 м. Средняя мощность третьего продуктивного слоя до 8,03 м.

Первый и второй продуктивные слои по мощности и качеству почти не изменяются на большой площади. Третий слой по цветовым признакам и декоративности разделяется на два слоя. Подстилают третий слой органогенно-обломочные известняки светло-серого цвета со средней мощностью 1,4 м. Ниже этих известняков залегает терригенная пачка с заглинизированными гипсами в основании.

Контакты полезной толщи с вмещающими и подстилающими породами четкие. По физико-механическим свойствам известняки-ракушечники представляют собой довольно монолитную породу с механической прочностью в среднем 30-40 МПа. По крепости ракушняки относятся к VI-VII категории. Объемная масса в среднем составляет 2,3 т/м³.

Исходя из условий залегания известняков-ракушечников на непосредственной поверхности земли, отработка их предполагается открытым способом.

Внешняя вскрыша на разрабатываемом участке представлена почвенно-растительным слоем, суглинками с обломками пород.

Гидрогеологические и горнотехнические условия месторождения Сары-Таш благоприятны. Продуктивные слои известняков практически безводны. Пробные откачки показали, что водоприток с дебитом 0,01 л/сек. Существует из зоны контакта подошвы карбонатных слоев с алевролитами. Устойчивое моноклинальное залегание карбонатных слоев с пологим падением в сторону понижения рельефа обусловило хорошие условия дренажа подземных вод и атмосферных осадков.

Потребность предприятия в технической и питьевой воде будет удовлетворяться за счет водопровода с родника №1, расположенного в 300 м. к востоку от месторождения.

Пологий холмистый рельеф и небольшая мощность четвертичного покрова исключает возможность таких явлений как обвалы, оползни, лавины.

Коэффициент внешней и внутренней вскрыши 0,7 при допустимости кондициями 2,1. Площадь отрабатываемого участка на 50% представлена скальными выходами известняков и не пригодна для сельскохозяйственного использования. С закрытых суглинками площадей, при отработке месторождения, необходимо снимать и складировать почвенный слой. Вопрос рекультивации отработанных площадей необходимо решать совместно с недропользователями, отрабатывающими смежные участки.

2. Обоснование параметров карьера

Основным условием рациональной эксплуатации месторождений природного камня является обеспечение минимальных затрат и безопасности добычных работ. Поскольку известняки-ракушечники месторождения Сары-Таш пластообразно залегают на непосредственной поверхности земли, а мощность слоев незначительна, проектом предусматривается открытый способ добычи. В процессе отработки карьер развивается в ширину. Характерным для принятой «широтной» схемы является необходимость проходки в концах каждого уступа траншеи, сечение которой определяется габаритами применяемой для разработки машины.

Общая площадь земельного отвода составляет 15,5 га.

Технологическая автодорога является общей для всего месторождения и проходит вдоль разрабатываемого участка. Линия ЛЭП проходит в селении Топор, на расстоянии 400 м от лицензионной площади. Поочередная отработка участка позволяет разместить трансформаторную подстанцию в любой части участка в зависимости от этапа работ. Промплощадки и отвалы вскрышных пород и плодородного слоя планируется разместить за пределами карьерного поля, на восточной части месторождения, за контуром горного отвода.

Контуры и параметры карьера

Карьерное поле расположено на восточном фланге месторождения Сары-Таш.

Контуры карьерного поля представляет собой многоугольник площадью 8,57 га. Система разработки - уступная, с параллельным продвиганием фронта работ и внешним размещением отвалов.

В соответствии с природно-техногенными условиями месторождения проектируемый карьер по добыче известняков-ркушечников имеет следующие параметры:

- высотная отметка верхнего вскрышного горизонта - 2172,65 м;

- высотная отметка дна карьера - 2117,46 м;

- глубина отработки -55 м;

- средняя ширина карьера по верху (малая ось) - 385,6 м;

- наибольшая длина карьера по верху (большая ось) - 412 м;

- средняя ширина карьера по дну - 236 м.

- длина карьера по дну - 242,7 м.

- площадь каръера по дну -5,897 га.

Параметры системы разработки - уступ по вскрышным породам высотой до 5 м, уступы по полезному ископаемому высотой до 3 м. Согласно ЕПБ при погашении уступов оставляются предохранительные бермы шириной не менее 1/3 высоты уступа.

Эксплуатационные запасы известняка-ракушечника в контурах карьера

На лицензионной площади во время проведения геологоразведочных работ был пройдены опытные каръер №3. Добычные работы на лицензионном участке были начаты в 1979-году и продолжались до недавнего времени. Следовательно, значительная часть участка к настоящему времени уже отработана. В связи с этим с целью объективной оценки состояния горных работ и для точного подсчета эксплуатационных запасов на лицензионном участке в марте 2014-года проведена топо-маркшейдерская съемка в масштабе 1: 1000 силами специалистов Ошского филиала Кыргыз ГИИЗ (см. лист 3 Графических приложений). Для подсчета эксплуатационных запасов в контурах проектируемого каръера также использованы геологические материалы по разведке месторождения облицовочных известняков-ракушечников «Сары-Таш» (Абдрахманов Х.Ф., Закиров Ш.С. Отчет о результатах предварительной и детальной разведки месторождения облицовочных известняков-ракушечников Сары-Таш с подсчетом запасов по состоянию на 01.10.1979 г. Том I, II, III. Фонды ЮКГЭ, 1979 г.).

При определении границ подсчета запасов проектируемого карьера (графическое приложение на листах 4-7) полезное ископаемое, подлежащее выемке согласно проекту, разбито на эксплуатационные блоки, имеющие высоту 3 м, генеральный угол откоса при погашении 65°, предохранительную берму между уступами 0,5 м. Проектируемая ширина предохранительной бермы вскрышного уступа -2 м при высоте 5 метров. Углы откосов уступов на рабочем борту по вскрышным породам 45⁰, по полезному ископаемому 90⁰, на нерабочем борту карьера - 30⁰ по мягким породам.

Объем горной массы эксплуатационного горизонта определялся методом горизонтальных сечений, плоскости которых совпадали с верхней и нижней площадкой уступа. Обычно площади сечений определяют путем трехкратного их обмера планиметром. В настоящем проекте для расчета объемов горных пород, подлежащих к выемке использованы компьютерные методы (программа ArсGIS10 и ГИС К-MINE).

Результаты подсчета запасов известняков - ракушечников в контурах проектируемого каръера обобщены в таблице 2.1.

В таблице 2.2 приведены результаты подсчета запасов по эксплуатационным горизонтам отработки.

Сводная таблица расчета эксплуатационных запасов на участке №21 месторождения известняков-ракушечников Сары-Таш

	Эксплуатационный блок №1	Эксплуатационный блок №2	Эксплуатационный блок №3	Итого
Внешняя вскрыша	472010,68	33831,98	4735,49	510578,16
Слой 1	58472,88	12439,84	2975,06	73887,78
Слой 2	54292,15	21546,89	2422,35	78261,40
Внутренняя вскрыша	155810,78	85270,25	5569,80	246650,82
Слой 3/1	124340,13	79498,84	3576,02	207414,98
Слой 3/2	143992,80	115257,75	8434,89	267685,43
Итого	1008919,42	347845,54	27713,60	1384478,56
Всего в контурах проектируемого карьера	Объем вскрышных пород, м3	757228,98
	Запасы полезного ископаемого, м3 В том числе по категориям: - «А» - «В»	627249,59
	Коэффициент вскрыши	1,207

3. Обоснование производственной мощности каръера по горнотехническим и экономическим критериям

Производственную мощность карьера облицовочного камня устанавливают, учитывая следующие горнотехнические факторы: провозную способность транспортных коммуникаций; интенсивность горных работ; размеры карьерного поля; прочностные свойства и блочность массива; концентрацию и производительность добычных технологических комплексов в карьере; предельную скорость продвижения фронта работ.

Упрощенно достигаемую производственную мощность карьера с учетом интенсивности отработки можно вычисляют по формуле:

, (1)

где L_ф - длина фронта работ в карьере, м; В_б - коэффициент выхода блоков; V - рациональная скорость подвигания фронта работ 4, м/год; h_у - - высота уступа, м.

В период углубки карьера (до момента достижения дна карьера) для соблюдения принятой закономерности формирования рабочего пространства [5] необходимо выдерживать определенное соотношение между скоростями понижения и подвигания фронта работ. С учетом этого, в период углубки

, (2)

где h_r - скорость понижения горных работ, м/год; и - угол рабочего борта карьера и направления углубки, град.

Длину фронта работ для площади рабочей зоны (Sр) с заданной шириной рабочей площадки (Шр) устанавливают по формуле

. (3)

С учетом этого при вертикальной углубке, когда ctg =0, ctg = Шр/hy для Вб const и hy «const, максимально достигаемая производственная мощность карьера, вычисляемая по формуле (2), не зависит от угла откоса рабочего борта карьера.

После выхода карьера на проектную глубину его производственная мощность рассчитывается по формуле (1) и при прочих равных условиях зависит от скорости подвигания фронта работ, которую вычисляют по формуле

, (4)

где N_д и g - количество и производительность добычных комплексов, м³/год; V_д - допустимая скорость подвигания фронта работ, м/год.

По опыту добычных работ на месторождении Сары-Таш при работе с одной камнерезной машиной при односменном режиме работы средневзвешенная производительность добычного комплекса составляет g=4000 м³/год. Выход блоков, исходя из опыта работы других предприятий, разрабатывающих данное месторождение, с учетом ранее проведенных буровзрывных работ по первому и второму слою утвержден в объеме - 62,2%.

Тогда минимальная скорость подвигания горных работ при средней длине фронта работ на каръере 385 м и высоте уступа равной 3,0 м, будет составлять

V=4000/385 *3,0=31,1 м.

При этом производственная мощность карьера согласно формуле (1) будет равен А_г=160 х 0,622 х 31,1 х 3 =9255,36 м³\год. Проектом принимается 10000 м³\год.

Наряду с количеством используемых камнерезных машин, нарастающие объемы добычи блоков будут зависеть от ширины рабочей площадки.

Графики функции V_б = f (V_п) для разных значений ширины рабочей площадки: 1 - 30 м; 2 - 60 м; 3 - 90 м; 4 - 120 м

Окончательный вариант развития горных работ при разработке месторождений облицовочного камня выбирают, исходя из задач, стоящих перед карьером (объем горно-капитальных работ, срок строительства карьера, темп наращивания производственной мощности карьера и ее конечная величина, срок отработки месторождения и т.п.).

В данном проекте рассматривались три варианта развития горных работ: 1) с применением двух камнерезных машин; 2) с применением одной камнерезной машины, 3) с применением добычного комплекса с использованием алмазно-канатного устройства, позволяющей двухстадийную добычу крупногабаритных блоков. Но, последний вариант, хоть и высокопроизводительный, практически применим только для добычи блоков в 3-м слое месторождения, так как предполагает высокоуступную добычу.

Проверку реализации того или иного варианта развития производственной мощности карьера необходимо осуществлять, привязывая к конкретным временным периодам, т.е. в процессе календарного планирования горных работ. На рис. показано изменение производственной мощности карьера в зависимости от интенсивности добычных работ и нарастающих объемов добычи блоков.

Изменение протяженности фронта работ L_ф, текущего коэффициента выхода блоков В_б и достигаемой производственной мощности карьера А_б по мере отработки месторождения



Изменение достигаемой мощности карьера и нарастающих объемов добычи блоков во времени для различных вариантов развития горных работ

Учитывая технико-экономические возможности проектируемого предприятия, годовая производительность карьера задана в объеме 10000 м³ товарных блоков.

Исходя из этого, годовой добычной объем погашаемой горной массы составит:

10000: 0,622 = 16077 м³.

Тогда срок службы карьера составит:

627249,6: 16077 = 39,01 лет, с учетом набора мощностей и погашения мощностей принимаем 40 лет.

Режим работы и производительность карьера

Режим работы карьера принят в соответствии с техническим заданием:

- Режим работы карьера вахтовый;

- Количество рабочих месяцев в году -10;

- Количество рабочих дней в году - 300;

- Вахтовые смены - 2 по 15 дней работы.

- Продолжительность рабочего дня - по 10 часов в летнее время, по 8 часов в зимнее.

Производительность карьера

- Годовая по горной массе - 16077 м³;

в том числе по кондиционным блокам - 10000 м³;

- Среднемесячная по горной массе - 1607,7 м³; в том числе по блокам - 1000 м³;

- Среднесуточная по горной массе - 53,6 м³; в том числе по блокам - 33,3 м³

Расход площади пропила на 1 м³ составляет 0,95 м². Суточная площадь пропила составляет 0,95 х 33,3 = 31,6 м².

При среднем коэффициенте вскрыши Кв=1.2 для годового объема добычи известняков ракушечников объем вскрышных работ составит: 16077 х 1,2=19292 м³.

С целью создания опережающего фронта развития горных работ вскрыша будет осуществляться в 1-квартале каждого года из расчета 1\3 площади добычных работ.

Производительность	Ед. измер.	Товарные блоки	Вскрыша	Всего горной массы
Годовая	тыс. м3	10,0	19,292	29,29
Суточная	м3	33,3	64,3	53,6
Сменная	м3	33,3	64,3	53,6

4. Выход блоков и расчет эксплуатационных потерь

Согласно геологическому отчету и с учетом того, что на участке №21 ранее проводились буровзрывные работы, выход блоков по верхним слоям проектом принимается в размере 62,2%. По третьему слою, исходя из опыта эксплуатации другими предприятиями выхд блков составляет - 65,0%.

При разработке месторождений облицовочного камня эксплуатационные потери () при добыче монолитов (блоков) камня можно представить как:

 (5)

где П_ц - потери в охранных, барьерных целиках, в междукарьерных полях под транспортными бермами; П_к - потери камня в кровле при производстве скальной вскрыши;- суммарные потери при проходке добычных щелей, в зависимости от вида применяемых технических средств; П_ш - потери сырья, приходящиеся на пробуриваемые шпуры и скважины; - потери камня из-за трещиноватости массива.

При отработке участка №21 месторождения Сары-Таш по горно-геологическим условиям, в охранных целиках капитальных горных выработок, в целиках под зданиями и сооружениями и т.д. потерь нет, т.е. общекарьерные потери отсутствуют. Скальная вскрыша отсутствует, ввиду использования в добычных работах камнерезной машины потери сырья, приходящиеся на пробуриваемые шпуры и скважины тоже приравниваются к нулю. В целях исключения потерь из-за трещиноватости массива при оконтуривании блоков, как правило, совмещают одну из обнажаемых сторон с линией трещины и добиваются чтобы размеры блоков (Х, У, Z) были кратными расстояниям между трещинами.

При отработке участка №21 месторождения Сары-Таш будут только эксплуатационные потери II группы блоков, связанные с площадью пропила добычных щелей при работе камнерезной машины, то есть . Для подсчета суммарных потерь при проходке добычных щелей воспользуемся нижеприведенной расчетной схемой.

Согласно принятой расчетной схеме, если считать что в массиве нет трещин, то коэффициент выхода блоков (з) из массива может быть определен так:

где з = 1 - з^* (з^* - коэффициент потерь сырья);

W_n - суммарный объем кондиционных блоков;

W_б - объем измельченного камня, т.е. потери сырья при обнажении вертикальных граней блока;

W_н - объем измельченного сырья (потери) при обнажении горизонтальных граней блока.

Удельные потери сырья, т.е. отходы, приходящиеся на единицу объема добываемого блока, определяются следующей зависимостью:

При расчете эксплуатационных потерь, учитывая применение буровзрывных работ на предыдущих этапах добычи, а также геологические особенности залегания месторождения (трещиноватость и слоистость), потери рассмотрим по каждому слою отдельно.

В первом слое суммарные запасы известняков-ракушечников в пределах подсчетных блоков 13-В, 6-А, 9-А составляет всего 73887,77 м³. При средней мощности 1-слоя 1,50 м средние геометрические размеры и объем блока равен:

V=2 х 3 х 1,50= 9,0 м³

Количество блоков добываемых в первом слое: 73887,77: 9=8208,6. В 1-слое потери в горизонтальной плоскости из-за естественной трещиноватости по подошве равны 0.

Потери сырья при обнажении вертикальных граней блоков определяются по формуле:

Суммарная площадь обнажения вертикальных граней S при ширине барового режущего органа 42 мм будут равны (при условии совершения одного пропила по оси Х и два пропила по оси У):

S =2х2 п.м. х 0,042 +3 п.м. х 0,042= 0,168+ 0,126= 0,294 м².

Средняя величина потерь по блоку составит 0.294 х 1,50 = 0,441 м³. С учетом естественной трещиноватости массива по осям Х и У равной Е _т =1\10 величина потерь в одном блоке составляет 0,441-0,441\10= 0,3969 м³.

Общая величина потерь по 1-слою 8208,6 х 0,3969 = 3258 м³.

Потери сырья по первому слою составят:

3258 х100/73887,77= 4,38%.

Во втором слое суммарные запасы известняков-ракушечников в пределах подсчетных блоков 26-В, 19-А, 9-А составляет всего 78261,40 м³.

При средней мощности 2-го слоя 1,48 м объем блока с учетом средних геометрических размеров равен:

V=2 х 3 х 1,48= 8,88 м³

Количество блоков добываемых во втором слое: 78261,40: 8,88 =8813,2. В этом слое потери в горизонтальной плоскости из-за естественной трещиноватости по подошве равны 0.

Потери сырья при обнажении вертикальных граней блоков определяются по формуле:

Суммарная площадь обнажения вертикальных граней S при ширине барового режущего органа 42 мм будут равны (при условии совершения одного пропила по оси Х и два пропила по оси У):

S =2х2 п.м. х 0,042 +3 п.м. х 0,042= 0,168+ 0,126= 0,294 м².

Средняя величина потерь по блоку составит 0.294 х 1,48 = 0,435м³. С учетом естественной трещиноватости массива по осям Х и У равной Е _т =1\10 величина потерь в одном блоке составляет 0,435-0,435\10= 0,3915 м³.

Общая величина потерь по второму слою 8813,2 х 0,3915= 3450,28м³.

Потери сырья по первому слою составят:

3450,28х100/78261,40= 4,398%.

В слое 3-1 в пределах подсчетного блока 35-В известняки-ракушечники имеет среднюю мощность 3,67 м., в пределах блока 29-В -3,82 м, в пределах блока 38-В -4.31 м., суммарные запасы известняков-ракушечников по данному слою составляют 207415 м³. Следовательно, этот слой необходимо разрабатывать двумя уступами средней высотой 1,65 м. В первом уступе ожидаются потери в горизонтальной плоскости, а на втором подуступе присутствует перекрывающая толща, что обуславливает отсутствие потерь по подошве. Отсутствие трещин вертикальной направленности позволяет увеличить размеры блоков до 3 метров по всему периметру (по длине бара камнерезной машины).

Площадь обнажения по плоскостям распиловки:

S =3х2 п.м. х 0,042 +3 п.м. х 0,042= 0,252+ 0,126= 0,378 м².

Средняя величина потерь по блоку составит 0.378х1,65 = 0,623м³. Количество блоков добываемых в слое 3-1: 207415,0: 14,85 =13967.

Общая величина потерь по слою 3-1: 13967 х 0,623= 8711,21м³. Итого потери сырья по слою 3-1 составят:

8711,21х100/207415= 4,11%.

По слою 3-2 подсчитанные суммарные запасы полезного ископаемого составляют 267685,43 м³ (подсчетные блоки 47-В с мощностью (h=4.0 м), 50-В (h=4.26 м), 41-В, h=4.16 м). Высота уступа в среднем составляет 2,08 м. Потери в подошве пласта отсутствуют из - за наличия перекрывающих мягких горных пород.

Количество блоков добываемых в слое 3-2: 267685,43: 14,85 =18026.

Площадь обнажения по плоскостям распиловки: S =3х2 п.м. х 0,042 +3 п.м. х 0,042= 0,252+ 0,126= 0,378 м².

Общая величина потерь по слою 3-2: 18026 х 0,378= 6814 м³. Итого потери сырья по слою 3-2 составят:

6814х100/267685,43= 2,54%.

Эксплуатационные потери при погрузочно-разгрузочных работах, транспортировке и складировании устанавливаются «Нормами технологического проектирования предприятий промышленности по добыче и отработке облицовочных материалов из природного камня» в размере 0,5% от годовой потребности в сырье или 627249,59 х 0,005=3136 м³. Таким образом, суммарные эксплуатационные потери будут равны:

=0+0+(3258+3450,28+8711,21+6814)+0+3136=25369,49 м³.

Промышленные запасы каръера составят: 627249,59 -25369,49=601880 м³.

Средний процент потерь сырья составляет: 25369,49 *100/627249,59=4,04%.

Примечание. Умелое использование естественных трещин и применение прогрессивных технологий добычи позволить значительно сократить потери сырья.

горный продуктивный карьер месторождение

5. Система разработки и технологическая схема горных работ

Учитывая горно-геологические условия месторождения, мощность и физико-механические свойства полезного ископаемого и вскрышных пород, технологические особенности добычи блочного камня, а также опыт разработки подобных месторождений, принимается транспортная система разработки месторождения с внешним расположением отвалов вскрышных пород.

Вскрытие и порядок отработки месторождения

К участку отработки подходит подъездная автодорога через село Топор. Ввиду того, что в предыдущих этапах в данном лицензионном участке велись интенсивные горные работы, площадь подлежащий вскрыше составляет всего 5,08 га. Исходя из требований безопасности, вскрышные работы будут вестись с горизонта 1275 м., являющейся наиболее высокой абсолютной отметкой на площади каръера.

В целях эффективного использования фонда рабочего времени работы будут вестись одновременно на двух участках: вскрышном и добычном.

Перед добычными работами, часть каръера, ранее подвергавшейся к отработке необходимо зачистить от некондиционных блоков и утилизировать все имеющиеся отходы. Технология переработки отходов подробнее изложена в части 3. настоящего проекта.

При производственной мощности каръера 16077 м³ по горной массе и среднем коэффициенте вскрыши К_вск=1,2 годовой объем вскрышных работ составит: 16077 х 1,2=19292 м³.

После отгрузки вскрышных пород экскаватором поверхность зачищается бульдозером и затем продувается сжатым воздухом или струей воды, чтобы обнажить всю естественные трещиноватости.

Порядок отработки. После очищения от некондиционных блоков добыча блоков из массива включает в себя следующие операции (рис. 2.4):

Прорезание щелей по обнажаемым поверхностям.

Отделение блока от массива.

Пассировка некондиционных блоков.

Погрузка блоков и окола в транспортное средство.

Порядок отделения блоков от массива следующий. На верхней площадке (кровле) уступа место намеченных выемок очищается от подстилающего слоя, производится очистка площади смыванием и укладываются рельсы, - укрепляемые анкерами, для чего под анкера бурятся шпуры. Затем на рельсы устанавливается баровая камнерезная машина, после чего начинается заглубление бара пропилом на глубину, равной мощности слоя - на это затрачивается около 30-40 минут. Затем идет процесс резания щелей. По окончании резания - подъем бара 5-10 минут. Следующая операция - перестановка рельсов, затем процесс повторяется.

После окончания резки парных щелей в одном направлении рельсы и машина перестанавливается для резки щелей в перпендикулярном направлении. После завершения резания щелей в двух перпендикулярных направлениях начинается извлечение блоков. Горизонтальная подрезка блоков не производится, так как слой известняка-ракушечника подстилается слоем глины толщиной 30-50 см.

Извлечение блоков и очистка забоя производятся с использованием бульдозера или экскаватора, оснащенного гидроклином. Задним ходом бульдозер подъезжает к блоку, которого необходимо извлечь из забоя, рабочие тросом охватывают блок и бульдозер транспортирует его скольжением от забоя. Затем транспортирует его лопатой до места складирования. После чего производится очистка забоя от отходов. Для этого лопатой бульдозера сгребают негабаритные куски и мелочь из забоя и складируют в кучи, затем грузят в автосамосвал и транспортируют в отвал.

Транспортировка некондиционных блоков включает погрузку их на автомашину при помощи колесного крана, и перевозят на место разгрузки в отвал.

Горно-капитальные работы

В северном фланге участка на отметке 2075 м планируются вскрышные работы с целью доступа к 1-слою. Согласно нормам технологического проектирования, чтобы вскрыть и подготовить к разработке, в первую очередь достаточно вскрыть ее 1/3 части. На начало отработки на этом участке необходимо очистить площадь 560 м², количество вскрышных уступов 4, средняя высота не более 5 м. После обнажения первого слоя (в горизонте 2160 м) закладывается пионерная траншея, и начнутся добычные работы на площади более 560 м².

До участка начала работ необходимо строить внутрикаръерную дорогу с протяженностью 320 м.

Следовательно, на первый год отработки горно-капитальные работы заключаются в сборе и утилизации накопленных ранее отходов. В последующие годы фронт развития горных работ будет направлен с севера на юг. Параллельное сооружение вскрышных и добычных выработок обеспечивает минимальные объёмы работ в период подготовки месторождения к эксплуатации и большой фронт работ, что позволит быстро нарастить годовой объём добычи блоков.

Элементы системы разработки

Учитывая горно-геологические условия месторождения, мощность и физико-механические свойства полезного ископаемого и вскрышных пород, технологические особенности добычи блочного камня, а также опыт разработки подобных месторождений, принимается транспортная система разработки месторождения с внешним расположением отвалов вскрышных пород.

В связи с использованием для добычи камнерезных машин, высота уступа не превышает 3 м. Высота подуступа в зависимости от мощности первого и второго слоя в среднем равна 1,5 метров.

Вертикальный транспорт блоков принят самоходными стреловыми кранами, перевозка блоков на склад и окола на переработку или на склад технологическим автотранспортом.

Ш_рп = А + П_м + П_с=2+2+29=33 м.

Проектом принимается 35 м.

где А - ширина отделяемого камня, м; П_м - габарит камнерезной машины, м; П_с - ширина полосы для размещения выемочно-погрузочного оборудования:

П_с = 2·П_о + П_в + П₂ + П_п=2·2,5+8+8=29 м.

где П_о= 2,0-2,5 - ширина обочин, м; П_в= 8 - ширина полосы для размещения вспомогательного оборудования, м; П₂= 3,0 - ширина полосы безопасности от верхней бровки нижележащего уступа, м; П_п= 4-10 - ширина проезжей части автодороги, м.

Минимальная ширина рабочей площадки (м) на подуступе:

Ш₁ = А + Н + П_м =2+3+(2,12+1,71)=9 м.

Проектом принимается 10 м.

Минимальная длина фронта работ (м) зависит от прочности камня. При пределе прочности на одноосное сжатие известняков-ракушечников, равной 30-50 МПа, минимальная длина фронта на одну машину составляет не менее 50 м. Минимальную длину фронта работ на одну камнерезную машину (м) устанавливаем исходя из организации работ по отделению и разделке камня, используя формулу:

l_min = К_ру (l₁ + l₂ + l₃)=1.4 (7+10+6)=32,2 м.

где К_ру = 1,3-1,4 - коэффициент, учитывающий наличие резервных участков; l₁ ? 7,0 - максимальная длина отделяемого камня, м; l₂ ? 10 - минимальное опережение камнерезной машины от участка, где происходит выемка камня, м; l₃ - перемещение камнерезной машины за время выполнения всех производственных операций на участках l₁ и l₂ (м).

l₃ = S_э·T/A=6·2\2=6

здесь S_э =6 - эксплуатационная производительность камнерезной машины МКБ-11, м²/см; Т - время выполнения всех операций на участках l₁ и l₂, смен.

T = t₁ + t₂ + t₃ + t₄ + t₅

здесь t₁ - время, затрачиваемое на разделку камня на участке l₁ или отделения его на участке l₂, смен; t₂ - время на выемку камня на участке l₂, смен; t₃ - время на разделку на участке l₂, смен; t₄ и t₅ - время на уборку блоков и окола на обоих участках, смен.

Эксплуатационная производительность машины за вахтовую смену при продолжительности смены 12 ч составит: 1,7x12x0,47=9,6м².

Баровая машина устанавливается на верхней площадке уступа.

С учетом безопасности ведения горных работ, выбраны следующие параметры системы разработки - высота уступа по вскрышным породам до 5 м, высота уступа по полезному ископаемому до 3 м. Углы откосов уступов на рабочем борту по вскрышным породам 45⁰, по полезному ископаемому 90⁰, на нерабочем борту карьера - 30⁰ по мягким породам, 90⁰ по скальным породам. Ширина предохранительной бермы принята не менее 1\3 высоты уступа и в уступах вскрыши составляет 2 м, в добычных уступах по скальным породам -1 м, а в подуступах 0,5 м.

Основные параметры системы разработки, увязанные с технологией горных работ

Наименование параметров	Ед. изм.	Уступы мягкой вскрыши	Добычные уступы
1. Количество уступов 2. Высота уступов 3. Ширина рабочей площадки 5. Ширина въездной траншеи 4. Угол откоса уступа - рабочего - нерабочего 5. Длина фронта работ 7. Генеральный угол погашения борта карьера 8. Ширина предохранительной бермы 9. Ширина экскаваторной заходки на вскрыше	шт. м м м град м град м м	5-8 2,0-5,0 30 16 45 30 50-160 - 2 16	16 1,6-3,0 35 16 90 90 50-160 65 0.5-1 -

Техническое и транспортное обеспечение горных работ

Расчет производительности и количества камнерезных машин

Добыча блоков на 1-м и 2-м слое будет производиться баровой машиной «Виктория». Сменная производительность площадь пропила по технической характеристике составляет не менее 6 м². Предел прочности при сжатии в сухом состоянии равен 20-60 МПа. Проектом средний предел прочности пропиливаемых машинами данного типа принимается - 40 МПа. Часовая производительность машины составляет - 1,7 кв. м/час.

Для получения стандартного блока объемом V=2 х 3 х 1,60= 9,6м³ с учетом того, что на месторождении Сары-Таш ввиду естественной трещиноватости нет необходимости пропила по подошве блока, необходимо совершить пропил по вертикальным граням блока с площадью 2 х 1,60 +3 х 1,60=8 кв. м. Расход площади пропила на 1 м³ составляет 9,6\8=0,83 м².

Суточный проектируемый объем по товарным блокам составляет 33,3 м³. При этом необходимо совершить пропил с площадью 33,3 х 0,83= 27,64 м².

Эксплуатационная производительность машины за вахтовую смену при среднем коэффициенте использования (К_и=0,75) составит: 1,7x12х0,75=15,3 м².

Требуемое количество камнерезных машин: 27,64\15,3 =1,8.

Проектом количество камнерезных машин принимается 2.

Для выполнения годового объема добычных работ необходимо совершить пропил: 16077х0,83=13344 м². При гарантированной сменной производительности камнерезной машины, равной 6 кв. м, затраты времени на годовой объем добычи составит: 13344:6=2224 машина\час.

Расчет необходимого количества экскаваторов

Годовой объем вскрышных работ составляет 19292 м³.

Усредненная категория вскрышных пород по трудности экскавации по ЕНиР - II.

Коэффициент разрыхления - 1,27.

Коэффициент экскавации - 0,6.

Коэффициент наполнения ковша - 0,9.

Погрузка горной массы производится в автосамосвалы КАМАЗ-5511 грузоподъемностью 10 тн.

Сменная производительность экскаватора определяется по формуле:

, где

Т_см - продолжительность смены в мин 12*60 = 720 мин.;

Т_пз - время на выполнение подготовительно-заключительных операций, 35 мин;

Т_л - время на личные надобности, 10 мин;

Т_п - время погрузки одного самосвала;

, где

n_к - количество ковшей в автосамосвале;

n_л=, где

10 тн - грузоподъемность автосамосвала КАМАЗ -5511;

1,51 м³/тн - объемный вес вскрышных пород;

0,9 - коэффициент наполнения ковша;

1 м³ - емкость ковша;

n_ц - количество циклов за одну минуту;

, где

60 сек - количество секунд в одной минуте;

22 сек - продолжительность 1 цикла экскавации;

мин

Т_у - время установки автосамосвала под разгрузку 0,5 мин;

V_к - объем горной массы в целике в одном ковше.

м³, где

1м³ - объем ковша;

1,27 - коэффициент разрыхления;

К₃=0,9 - коэффициент, учитывающий потери времени при зачистке подъездных путей автотранспорта к экскаватору;

К_в=0,8 - коэффициент использования экскаватора.

Таким образом, сменная производительность экскаватора равна:

м³

Годовой объем работ - 19,29 тыс. м³.

Необходимое количество экскаваторов для производства погрузочных работ:

, где

19292 м³ - годовой объем погрузочных работ по вскрыше;

675 м³/см - сменная производительность экскаватора;

300 дней - количество рабочих дней в году;

Годовую программу вскрышных работ экскаватор выполнит за:

смен или за 12*28,6 = 343,2 часов.

Экскаватор может использоваться также для погрузки малогабаритных отходов добычи. Объемы малогабаритных отходов составляют 30% от объема добытой горной массы и при значении годового объема добываемой горной массы 16077 м, равны 4823 м³.

Затраты времени на погрузку мелких отходов:

смен или 12*8=96 часов.

Экскаватор, оснащенный гидроклином типа Delta F -15 используется также для отделки блоков камня от массива. На эти работы исходя из опыта аналогичных работ проектом предусматривается 200 часов. Следовательно, за год экскаватор должен отработать 343+96+200= 639 часов.

Проектом принимается один экскаватор: HYUNDAI модель R-210LC-7.

Расчет необходимого количества автосамосвалов

Настоящим проектом для транспортировки вскрышных пород и отходов предусматривается использовать автосамосвал КАМАЗ 5511, технические характеристики которого приведены в текстовых приложениях. Погрузка товарных блоков предусматривается в основном на автомашину заказчика.

Сменная производительность автосамосвала определяется по формуле:

где, Т= 480 мин - время смены в мин;

Т_пз=35 мин - время подготовительно-заключительных операций;

Т_л=10 мин - личное время;

Т_р - время рейса.

Т_р= Т_п+Т_под+Т_р+Т_д

Где, Т_п=3,3 мин - время погрузки;

Т_под=0,5 мин - время подъезда под погрузку;

Т_р=1 мин - время разгрузки;

Т_д - время движения автомобиля из забоя к приемному бункеру и обратно.

Время движения автомобиля определяется по формуле:

где, 60 - количество минут в часе

2 - коэффициент, учитывающий пробег автомобиля в два конца;

l = 0,5 км - среднее расстояние транспортировки пород до отвала;

Vt =10 км/час - среднетехническая скорость автомобиля по дорогам без покрытия.

мин

Таким образом, время, за которое автосамосвал совершает 1 рейс

Т_р=3,3+0,5+1+6 = 11,1 мин 11 мин.

V_р - объем полезного ископаемого перевозимого за 1 рейс

м³

Сменная производительность автосамосвалов равна:

м³

Необходимое количество автосамосвалов определяется по формуле:

где, 19292 м³ - годовой объем вскрышных работ;

1,1 - коэффициент неравномерности перевозок;

262 м³/см - сменная производительность 1 самосвала;

300 - количество рабочих дней в году

1 - количество смен в сутки;

0,8 - коэффициент, учитывающий выход автомашин на линию.

Годовой объем перевозок автосамосвал выполнит за:

рейса.

Пробег при этом составит: 2914*2*0,5 = 2914 км.

Кроме этого, необходимо перевезти в отвал крупный скол в объеме: 11,7м³/сут или 25,7 тонны. Крупный скол будет грузиться автокраном, поэтому определим производительность автосамосвала при погрузке автокраном.

Число циклов крана, необходимое для загрузки одного автосамосвала, составит:

П_к=С_т(Qxj)=10 (0.2x2.2)=22,7, принимаем 23.

где: С_т - грузоподъемность автосамосвала, 10,0 тн; Q - объем куска при одном подъеме, 0,2 м³.

j-объемная масса в целике, 2,2 тн/м³. Время загрузки определим по формуле:

Т₃=П_к/П_ц+Т_под=23/0,5+0,5=46,5 мин.

где: П_ц=0,5 - число циклов крана в минуту;

t_под - время подъезда

Таким образом, t_u=t₃+t_p+t_м+t_m=46,5+1,0+3+2,1=52,6 минут.

Тогда П_а=(60х12х10х0,9х0,9)/52,6=110,8 тн/см

Всего машин потребуется 0,1+0,14=0,24 автомашина. Проектом принимается как одна машина (автосамосвал КАМАЗ 5511). С учетом перевозки вскрышных пород, а также отходов, годовой пробег составляет 2914+336= 3250 км.

Готовая продукция (товарные блоки) транспортируются потребителями собственным и наемным транспортом по маршруту Тузбель-Ош, Тузбель - Жалалабат, Тузбель-Бишкек.

Для перевозки товарных блоков при необходимости может использоваться еще один бортовой автомобиль КАМАЗ. Расстояние до ближайшего камнеобрабатывающего цеха (с. Куршаб) составляет 30 км. Годовой пробег грузового автомобиля равен 60*300=1800 км.

Расчет необходимого количества бульдозеров

Настоящим проектом предусматривается транспортирование вскрышных пород (плодородного слоя), отвалообразование, а также ремонтно-восстановительные работы на каръерных автодорогах производить при помощи бульдозера ДЗ-27 на базе трактора Т-130.

Категория вскрышных пород по СНиП - II.

Сменная производительность бульдозера определяется по формуле:

где Т_см = 8 ч, продолжительность смены;

V_пв - объем призмы волочения, определяется по формуле:

V_пв=

где h_o=0,95 высота бульдозерного отвала

? = 2,53 ширина бульдозерного отвала

б = 30^о угол откоса развала

Tqб= 0.57737

Объем призмы волочения равен

V_пв=м³

К_В=0.7, коэффициент использования бульдозера во времени;

К_р=1.27, коэффициент разрыхления породы;

Т_ц - время цикла в секундах, определяется по формуле:

где: L_н = 5 м, расстояние набора породы бульдозером;

L_п = 200 м, расстояние перемещения породы;

V_н = 0.55 м/сек - скорость движения бульдозера при наборе породы.

V_п = 1.1 м/сек - скорость движения бульдозера с грузом;

V_в = 1.7 м/сек - скорость движения назад;

t_пп = 10 сек. время переключения передач.

Таким образом, время одного цикла равно:

Сменная производительность бульдозера равна:

м³

Годовую программу работ бульдозер выполнит за

смен или 480 час.

При годовом объеме вскрышных работ 3760 м³ необходимое количество бульдозеров не превышает 1.

Кроме производства вскрышных работ, бульдозер будет использоваться для строительства и поддержания в рабочем состоянии автодороги, рабочей площадки. Всего на этих работах включая работу на отвале, бульдозер будет занят в среднем 2 час в смену.

За год бульдозер отработает 480+80 = 560 часов.

Вспомогательное оборудование и автотранспорт

В целях пассировки некондиционных блоков и для забуривания шпуров укладке рельсов под баровую камнерезную машину проектом в качестве вспомогательного горного оборудования предусматривается один компрессор ПР-10М и набор переносных перфораторов ПР-28. Для разделки крупногабаритных блоков предусматривается также алмазно - канатное устройство «Надежда» в количестве 1 шт.

Для осуществления хозяйственной деятельности на карьере, доставки персонала карьера, запасных частей, смазочных материалов, предлагается использовать автомобиль УАЗ-3160 («фермер»). Автомобиль будет использоваться 300 дней в году, среднедневной пробег составит 30 км.

Годовой пробег составит 9000 км. С учетом того, что этот же автомобиль будет использоваться в качестве санитарной автомашины, годовой пробег автомобиля проектом принимается 12000 км в году.

Для орошения и пылеподавления в забое и на дорогах в карьере предусматривается поливомоечная машина типа ПМ-130А, которая в зимнее время используется как снегоочистительная.

Товарные блоки с карьера отгружаются колесным автокраном КС-5363 (КС-4561), грузоподъемностью - до 25,0 тонн.

Средний объем блока 6,4 м³, его вес составит: 6,4 x 2,2 =14,08 тонн.

Продолжительность цикла автокрана 12 мин. В сутки, в среднем отгружается выход не более 2-х блоков. Кроме того, этим же краном будет отгружаться некондиционные отходы больших размеров.

Спецификация оборудования

Принимая во внимание результаты расчетов настоящего проекта, а также с учетом требований к организации каръерного хозяйства, на участке открытых работ необходим следующий набор горного оборудования.

Спецификация основного горного оборудования

№	Виды оборудования	Кол-во
1.	Камнерезная машина «Виктория» МКБ-6	2
2.	Автокран КС - 5363 (25 тонн)	1
3.	КамАЗ бортовой	1
4.	КамАЗ -5511 (автосамосвал)	1
5.	Автомобиль УАЗ - 3160	1
6.	Экскаватор HYUNDAI R-210LC-7	1
	Вспомогательное горное оборудование
1.	Компрессор ПР-10М	1
2.	Перфоратор ПР-28	2
3.	Бульдозер Т - 130	1
4.	Алмазно-канатное устройство «Надежда»	1
5.	Гидроклин навесной Delta F -15	1
6.	Автоводовоз ЗИЛ - 130	1
7.	Пресс камнекольный ПКА-800	1

6. Штатное расписание

Штатное расписание работников карьера составлено из условия укомплектования кадрами служб карьера и обслуживания горного оборудования.

№ п/п	Штатная единица	Количество
1	Начальник участка	0,5
2	Горный мастер	2
3	Машинист камнерезной машины	4
4	Машинист экскаватора VI-разряда	2
5	Машинист компрессорной установки	1
6	Бульдозерист	0,5
7	Механик-слесарь	1
8	Водитель деж. автомашины	1
9	Водитель грузовой автомашины	2
10	горнорабочие	4
	Всего, штатных единиц:	18

Горный мастер должен иметь законченное высшее или среднетехническое горное образование, или право ответственного ведения горных работ.

7. Отвальное хозяйство

Проектом предусматривается один отвал для хранения вскрышных пород и отвал для хранения плодородного слоя. Для временного хранения отходов предусматривается специальная площадка. отходы, по мере накопления будут вывозиться также в отвал и складироваться раздельно. Отвальное хозяйство будет располагаться на восточном участка.

Общий объем вскрышных пород составляет 757229 м³. Требуемая емкость отвала для вскрышных пород с учетом остаточного разрыхления составляет:

757229x1,07 = 810235 м³. Общая проектируемая площадь отвала составляет 40800 м².

При площади внешних вскрышных пород, равной 5360 м² и толщине плодородного слоя 0,3 м, объем пород плодородного слоя составит 1608 м³. Проектом предусматривается отдельная площадка для хранения плодородного слоя с площадью 1612 м².

Высота яруса не более 15,0 метров. Угол откоса отвала должен быть не более - 35 градусов. Проектируемая площадь отвала для вскрышных пород составит 28500 м².

В целях временного хранения скальных отходов добычи до переработки в зоне промплощадки проектом предусматривается специальные площадки, с площадями соответственно 6300 и 5 500 м² (см. лист 6). При соответствующем технологическом оснащении одна из них может использоваться в качестве цеха по переработке отходов.

Транспортировка вскрышных пород и отходов производится по существующей автодороге, проходящей через разведанное месторождение, производится на колесном автотранспорте и не повлияет на слои разрушительными действиями.

Расстояние транспортировки до отвалов 250-400 метров.

Для повышения безопасности работ у бровки отвала из породы создают предохранительный вал высотой 1,0 м (согласно ЕПБ).

8. Обеспечение устойчивости бортов карьера и отвала

Борта карьера сложены устойчивыми породами. Следовательно, основным условием устойчивости бортов карьера является систематический контроль за отводом воды, поступающей на уступы.

Генеральный угол наклона борта карьера согласно «Методических указаний по определению углов наклона бортов, откосов, уступов и отвалов, строящихся и эксплуатируемых карьеров», принят равным 65^о, поэтому каких либо специальных мероприятий по повышению устойчивости бортов не предусматривается.

Углы откосов отвалов не превышают 30^о, что соответствует углам естественного откоса разрыхленных пород. Формирование отвала бульдозером обеспечит устойчивый угол откоса отвала.

На основе изучения инженерно-геологических условий месторождения настоящим проектом предлагаются следующие мероприятия по обеспечению устойчивости уступов и бортов карьера:

· выдерживать установленные проектом высоту и углы откосов уступов, ширину рабочих площадок, берм, угол наклона борта;

· вести постоянное наблюдение за гидрогеологическим режимом месторождения, не допускать насыщения приоткосных массивов поверхностными и подземными водами;

· вести систематические маркшейдерские наблюдения за состоянием и деформациями уступов и бортов карьера;

· периодически по уточненным данным производить поверочные расчеты устойчивости участков бортов карьера и своевременно принимать меры по их укреплению.

9. Карьерные автодороги

Подъездная автодорога со стороны села Туз-Бел (в западной части лицензионной площади) имеется. Расстояние от каръера до асфальтированной дороги Куршаб-Ош составляет 30 км.

Проектом предусматривается восстановление и ремонт внутрикарьерной автодороги от подъездной пути до промышленной площадки до первочередного разрабатываемого участка, с общей протяженностью 320 м, с использованием бульдозера и экскаватора.

Карьерные автодороги по своей интенсивности движения относятся к III категории.

Скорость движения на участках:

прямых дорог 10 км/час

на виражах - 5 км/час

Ширина проезжей части автодороги:

А= 2а+1.5+2в

где: а=2.7 м - ширина автомобиля КАМАЗ

в=0,5 м - ширина обочины

1.5 м - расстояние между автомобилями

Таким образом, расчетная ширина автодороги:

А= 2 х 2.7+1.5+2 х 0.5=7.9 м

Согласно «Норм технологического проектирования» принимаем ширину автодороги 8 м.

Радиус закругления в плане:

R₃=2r_к

где r_к=8 м наименьший конструктивный радиус разворота автомобиля R₃=2х8=16 м

Поперечный уклон на виражах до 3% в сторону массива.

Подъездная автомобильная дорога должна отвечать следующим нормативам:

Ширина земляного полотна - 8 м.

Ширина проезжей части - 5 м.

Число полос движения - 2

Ширина обочин - 1.5 м.

Наибольший продольный уклон - 10%

Наименьший радиус кривой в плане 30 м.

Наименьший радиус кривых на бермах и примыканиях 15 м.

Величина уширения на закруглениях - 3,1 м.

Наименьший радиус кривой в плане - 500 м.

Наименьшее расстояние видимости поверхности дороги - 70 м.

Наименьшее расстояние видимости встречного автомобиля - 100 м.

Внутрикаръерные дороги ввиду крепости каменного слоя не требуют устройства дополнительного покрытия. В целях обеспечения исправного состояния весенний в основной дороге ведущей к селу Туз-Бель необходимо выдержать толщину гравийного полотна не менее 0,3 м.

Литература

Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом. Бишкек, 2000 г.

Абдрахманов Х.Ф., Закиров Ш.С. Отчет о результатах предварительной и детальной разведки месторождения облицовочных известняков-ракушечников Сары-Таш с подсчетом запасов по состоянию на 01.10.1979 г. Том I, II, III. Фонды ЮКГЭ, 1979 г.

Алимов О.Д., Мамасаидов М.Т. Модели технологического процесса отделения блоков природного камня от массива. - Фрунзе: Илим, 1983. -84 с.

Мендекеев Р.А. Состояние и перспективы камнедобывающей промышленности Кыргызстана. /Монография. - Бишкек: Илим, 2006 г. -180 с.