Выбор способа вскрытия, системы разработки и расчет элементов системы разработки на Качканарском железорудном месторождении

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Курсовая работа

Выбор способа вскрытия, системы разработки и расчет элементов системы разработки на Качканарском железорудном месторождении



1. Геологическая и горнотехническая характеристика месторождения

геологический месторождение карьерный

Качканарское месторождение железа

Качканарское месторождение железа (Гусевогорское и собственно Качканарское) находится на Урале. Площадь рудоносного Качканарского габбро-пироксенитового плутона 110 км², форма - лакколит. Вмещающие породы - плагиоклазовые порфириты, эффузивные диабазы силурийского возраста, слюдяные и кремнистые сланцы ордовика.

Пироксениты слагают почти половину площади плутона и представляют собой два массива: Гусевогорский и Качканарский. Форма рудных тел - пологие и наклонные протяженные залежи вкрапленных и полосчатых титаномагнетитовых руд. Внутри рудных зон выделяются обогащенные участки (Ре более 20%) и безрудные- или слабооруденелые участки. Оруденение приурочено к пироксени - там, причем структуры и текстуры руд соответствуют структурам и текстурам вмещающих пород.

В мелкозернистых пироксенитах отмечается мелковкрапленное оруденение, в крупнозернистой породе наблюдаются крупные рудные вкрапления. Выделяются природные типы руд: крупно - (размер вкраплений 3 мм), средне - (1-3 мм), мелко - (0,2-1 мм), тонко - (0,05-0,2 мм) и дисперсновкрапленные (менее 0,05 мм). Основной рудный минерал - титаномагнетит. Редко встречаются ильменит, пирит, халькопирит, борнит, пирротин. Руды комплексные, содержат железо, ванадий (0,05-0,31%) и титан (0,8-2%). Они легко обогащаются методом электромагнитной сепарации и при этом получаются железо-ванадиевые концентраты. При металлургической переработке концентратов кроме чугуна получают ванадий, путем извлечения его из конвертерных шлаков. По генезису месторождение позднемагматическое. Месторождения магматического происхождения. Разведанные запасы около 7 млрд. т

Гусевогорское месторождение, входящее в Качканарскую группу железорудных месторождений, расположено в восточной части Среднего Урала и сложено силур-девонскими изверженными и метаморфическими породами (пироксениты, габбро, порфириты). Месторождение приурочено к пироксенитовому массиву и включает 12 рудных тел, 3 из которых разрабатываются. Рудные тела (крутопадающие штоки круглой и эллипсовидной форм) прослеживаются на глубину до 2 км и выходят на поверхность. Балансовые запасы около 2 млрд. т, (1982) с содержанием железа 16%. Руды вкрапленные, комплексные. Главные рудные минералы: титано-магнетит, ильменит, второстепенные - минералы платиновой группы, хрома и др. Нерудные минералы: клинопироксен, оливин, роговая обманка, плагиоклаз. Наличие ванадия определяет металлургическую ценность руд.

Климат Свердловской области

Протяженность области по меридиану более чем на 600 км и различия в рельефе обуславливают существенное разнообразие климатических условий. Континентальность климата зауральских равнин нарастает с северо-запада на юго-восток.

На равнинах средняя температура января повышается от -20С на севере, до -16С - на юге. Июльская средняя температура изменяется от 16С на севере до 19С на юге. По мере удаления от хребта и продвижения к югу увеличивается сумма положительных температур и уменьшается количество годовых осадков. Основная территория равнин расположена в умеренной зоне, а юго-восточная и, частично, юго-западная части Свердловской области уже входят в умеренно теплую зону с наиболее благоприятными для сельского хозяйства климатическими условиями.

Климат горной полосы менее континентальный, с более низкими летними температурами, и более влажный, чем на равнинах. Широко распространены резкие суточные колебания летней температуры. На севере отчетливо выражены высотные климатические пояса. Горная часть Северного и Среднего Урала лежит в холодной зоне с ограниченными возможностями земледелия. Предгорья и крайний север Зауралья принадлежат к умеренно холодной зоне.

Средняя величина осадков за год составляет 350-400 мм. на юго-востоке и 500 мм на севере, а в горных районах юго-запада превышает 500-600 мм. В силу этих климатических условий средний период вегетации в Свердловской области составляет лишь примерно 130 дней. В силу географического положения погода может меняться очень быстро.

Собственно-Качканарское месторождение По данным [Фоминых и др., 1967] описания руд и горных пород Качканарской группы месторождений появляются в литературе, начиная с XVIII века. Это работы П.С. Палласа, А.И. Антипова, А.П. Карпинского, А.А. Черданцева и др. Большой вклад в изучение Качканара внес Н.К. Высоцкий (1913), составивший первую детальную карту массива в масштабе 1:42000 и опубликовавший капитальную монографию. В 1931-1932 гг. были проведены небольшие разведочные работы на титаномагнетит, результаты которых изложены И.И. Малышевым, П.Г. Пантелеевым и А.В. Пэком (1934). В последующие годы титаномагнетитовые месторождения Качканара разведывались Уральским геологическим управлением и рекомендовались к передаче в эксплуатацию. Результаты этого периода изучения изложены в работах З.В. Рупасовой (1948), М.И. Алешиным (1959), В.А. Решитько (1959, 1963) А.Ф. Фадеичевым (1961) и К.Д. Тимоховым (1963). Геологическое строение Качканарского массива достаточно полно изложено в этих публикациях, и ниже по их материалам дается краткое описание Качканарского месторождения. Качканарская группа месторождений титаномагнетита (Гусевогорское и Собственно-Качканарское) находится в Исовском районе Свердловской области в 30 км к северо-западу от ж.-д. ст. Нижняя Тура.

Рудоносный Качканарский габбро-пироксенитовый плутон занимает площадь около 110 км 2. Плутон имеет изометричную форму и относится к типу лакколитов. Вмещающими породами являются плагиоклазовые порфириты на восточных контактах и эффузивные диабазы силурийского возраста, на западных - слюдяные и кремнистые сланцы ордовика. В северной и южной периферических частях плутона габбро сменяются амфиболитами. Половину площади интрузива слагают 20 пироксениты, представляющие два массива: Качканарский на западе и Гусевогорский на востоке (рис. 3). Гусевогорский пироксенитовый массив, частично сложенный перидотитами, горнблендитами и габбро, вытянут в меридиональном направлении на 8,5 км при ширине 1-3,5 км. Качканарский пироксенитовый массив, в составе которого также участвуют оливиниты и перидотиты, вытянут в северо-восточном направлении на 5,5 км, средняя его ширина 3,2 км. В пределах Гусевогорского месторождения выделяется девять рудных залежей, из которых эксплуатируется Главная залежь, площадь кондиционного оруденения которой 1,1 км 2. В контуре промышленного оруденения имеются некондиционные и безрудные участки, обычно изометричные, площадью от 1000 до 2200 м 2. Оруденение распространяется на глубину более 500-600 м.; скважины, пройденные до этих глубин, не вышли из кондиционных руд. Как рудоносные, так и безрудные пироксениты пересекаются многочисленными дайками кварцевых и роговообманковых плагиоклазитов мощностью до 2 м с разнообразным простиранием и падением под углами 20-90°. Рудные тела слагаются вкрапленным титаномагнетитом, реже шлировыми выделениями и прожилками массивных руд в основном в пироксенитах, габбро и горнблендитах, в значительно меньшей мере в перидотитах и оливинитах. Руды месторождения подразделяются на пять природных типов: крупно - (более З мм), средне - (1-3 мм), мелко - (0,2-1 мм), тонкозернистые (0,05-0,2 мм) и дисперсновкрапленные (менее 0,05 мм).

Основным рудным минералом является титаномагнетит со структурой распада твёрдого раствора, содержащий 2-18% ильменита. Титаномагнетит содержит изоморфную примесь ванадия. Второстепенные рудные минералы - пирит и пирротин, редко встречаются халькопирит, 21 пентландит и борнит, а также самородная платина и платиноиды. Нерудные минералы представлены пироксенам, амфиболами, оливином, серпентином, плагиоклазами, иногда эпидотом, апатитом, цоизитом, шпинелью и продуктами изменения пироксенов и амфиболов - хлоритом и биотитом. Рис. 3 Схематическая геологическая карта Качканарской группы месторождений (Селиванов и др., 2014) 1 - современные и аллювиальные отложения; 2 - амфиболиты плагиоклазитовые; 3 - амфиболиты эпидолеритовые; 4 - сланцы; 5 - габбро; 6 - пироксениты; 7 - горнблендиты; 8 - рудные тела; 9 - линии разрезов 22 При металлургической переработке железо-ванадиевых концентратов кроме чугуна получают ванадий путём извлечения его из конверторных шлаков. Балансовые запасы Гусевогорского месторождения оцениваются в 3,5 млрд. т., Качканарского - 2,6 млрд. т. при среднем содержании железа в рудах 16,6% [Железорудная база России, 2007]. Исследования обогатимости руд Собственно-Качканарского месторождения, проведенные в ВИМСе [Повышение эффективности…, 2013] показали возможность их обогащения по схемам, принятым на Качканарском ГОКе. По схеме сухой и мокрой магнитной сепарации получен концентрат с содержанием железа 63,9%, пентоксида ванадия 0,73% при извлечении в концентрат 70,59% железа, 76,71% пентоксида ванадия. Магнетитовый концентрат содержит также 3,91% TiО2. Извлечь ильменит в отдельный концентрат не удалось из-за его низкого содержания в руде и тонких сростков с магнетитом. Гидрогеологические и горно-технические условия месторождения благоприятны для отработки его открытым способом. Подземные воды месторождения относятся к типу трещинных, питание которых происходит за счет инфильтрации атмосферных осадков. Среднегодовой приток воды в карьер с проектной глубиной 100 м по расчетам не будет превышать 100 м 3 /ч. Мощность вскрышных пород составляет в среднем 5,1 м.



Сетка скважин

Ряд Номер скважины	1	2	3	4	5	6
1	0:0	0:0	5:150	5:50	5:50	0:0
2	0:0	0:0	5:50	5:100	5:50	0:0
3	0:0	0:0	5:50	5:100	5:150	5:50
4	5:50	5:90	5:125	5:150	5:175	5:100
5	5:50	5:100	5:125	5:200	5:200	5:100
6	5:150	5:200	5:300	5:250	5:300	5:200
7	5:200	5:250	5:350	5:500	5:350	5:250
8	5:200	5:250	5:450	5:500	5:400	5:300
9	5:270	5:300	5:500	5:500	5:500	5:350
10	5:50	5:200	5:500	5:500	5:500	5:450
11	0:0	0:0	5:500	5:500	5:500	5:500
12	5:50	5:50	5:500	5:500	5:500	5:500
13	0:0	5:50	5:500	5:500	5:500	5:500
14	0:0	0:0	5:300	5:500	5:500	5:500
15	0:0	0:0	5:50	5:500	5:500	5:500
16	0:0	0:0	0:0	0:0	5:500	5:500
17	0:0	0:0	0:0	0:0	0:0	0:0

Длина замеренного участка 3.2 км, ширина участка - 700 метров.

Расстояние между скважинами 188 м. Расстояние между рядами скважин 116 м. (рис. 1)

Рис. 1 Проекция геологоразвездочного участка.

Горная часть

Современное состояние

Добыча руды производится в трех карьерах: Главном, Западном, Северном, а также в Южной залежи. С нижних горизонтов руда доставляется БелАЗами, на дробильную фабрику горная масса перевозится железнодорожным транспортом. В карьерах используются мощные 130-тонные самосвалы, современные локомотивы НП-1, экскаваторы с объемом ковша 12 кубических метров. Среднее содержание железа в руде составляет 15,7%, содержание ванадия 0, 13%. Технология добычи железной руды на ЕВРАЗ КГОКе следующая: бурение - взрывание - экскавация - транспортировка к месту переработки и вскрыши в отвалы. Главный карьер. Основан 1 апреля 1959 года. Запущен в эксплуатацию в 1963 году. Сейчас объем добычи руды в Главном карьере превышает 14 млн тонн. Освоение Западного карьера началось в апреле 1967 года, 31 декабря 1968 года государственной комиссией Западный карьер был принят в эксплуатацию. Плановый объем добычи руды - более 11 млн тонн в год. Руда Западного карьера характеризуется повышенным содержанием ванадия.

Первая руда в Северном карьере была добыта в апреле 1969 года, дата основания - 1 сентября 1971 года. Сегодня Северный карьер самый протяженный, длина его горизонтов доходит до 2 км. Добываемая в карьере руда обладает высокой обогатимостью, но пониженным содержанием железа. Плановый годовой объем добычи - около 25 млн тонн.

Цех дробления обеспечивает три стадии дробления поступающей руды - крупное, среднее и мелкое. Цех дробления запущен в эксплуатацию в 1963 году. В цехе работают 11 дробилок крупного дробления, 11 среднего и 22 - мелкого дробления, 20 питателей, 22 грохота ГИТ-51, 18 конвейеров. Конечный получаемый продукт представляет собой дробленую руду крупностью + 16,0 мм. В 2012 году на участке среднего и мелкого дробления проведена серьезная реконструкция: к дробилкам шведской фирмы Sandvik добавились высокопроизводительные ThyssenKrupp.

Цех обогащения представляет собой комплекс оборудования для сухого магнитного обогащения дробленой руды, мокрого магнитного обогащения со схемой измельчения и мокрой магнитной сепарации. Также здесь установлено оборудование для обезвоживания железованадиевого концентрата, складирования и отгрузки концентрата на фабрики окускования. Всего функционируют 29 технологических секций: секции 1-15 производят концентрат для изготовления агломерата, секции 16-29 - для получения окатышей.

Ежегодно цех производит порядка 10 млн тонн концентрата.

2. Обоснование способа разработки и параметров карьера

С учётом геологических данных по условию залегания рудной залежи и результатов подсчётов запасов месторождения в качестве основного способа разработки рекомендуется открытый способ. Обоснованность данного решения подтверждается следующими факторами.

1. Рудная залежь имеет большую мощность, а так же глубина вскрышных пород около 5 метров.

2. Размеры залежи по падению и простиранию и равнинный рельеф поверхности дают возможность строительства карьера больших геометрических размеров и применить мощное горно-транспортное оборудование.

3. Маленькая глубина залегания рудного тела в местах выхода под наносы значительно снижает объёмы и стоимость горно-капитальных работ и позволяет осуществить строительство карьера в кратчайшие сроки.

Коэфициент вскрыши составляет по запасам около 0,05. Рудная залежь на месте выбранного участка имеет угол падения около 90 градусов, однако имеет большую мощность около 464 метров, и длину залежи около 1692 метров, что позволяет разрабатывать данное месторождение открытой разработкой. Из 5 способов экономически выгодно использовать экскаваторный способ открытой разработки месторождения.

3. Параметры карьерного поля (Главные параметры карьера)

Исходя из геолого-разведочных данных принимаем длину контура карьера - 1692 м. и ширину - 464 м. В итоге площадь по поверхности - 785088 м^2. Угол откоса рабочего уступа принимаем 45 градусов, а у нерабочего - 65 градусов. (рис. 2)

Рис. 2. Общий вид карьерного поля в проекции с углами уступов

Углы уступа для вскрывающих пород составляет 25 градусов для наибольшей устойчивости. Поскольку ширина карьерного поля не позволяет углубляться больше 500 метров. Глубину карьера указываем около 136 метров. Высота уступа зависит от максимально возможной высоты черпания экскаватора, у ЭКГ-20 максимальная высота черпания 17 метров. Высоту уступа примем 17 метров.

Рис. 3. Конечная проекция параметров карьера



Длина карьера по дну 1300 метров.

Ширина карьера по дну 278 метров.

Площадь карьера по дну составляет 361400 м^2.

Высоту уступа определяется по формуле Н.В. Мельникова.

=23.5=23 м

a=0.8 (Rч+Rр)=0.8*(23.4+20.9)=35.44=35

В = 0,8 (R_ч + R_p) - ширина развала породы после взрывания, м;

R_ч - радиус черпания экскаватора, м;

R_р - радиус разгрузки экскаватора, м;

б - угол откоса развала взорванной горной массы, градус;

в - угол откоса уступа, градус;

к_р - коэффициент разрыхления породы;

з' - отношение величины ЛНС первого ряда скважин

к высоте уступа, обычно равной 0,55-0,7;

з» - отношение расстояния между рядами скважин к величине ЛНС, обычно равной 0,75-0,85.

4. Годовая производительность, размеры карьера и общая организация работ

Годовая производительность карьера принимается по заявкам потребителей (например, угольные месторождения) или по производительности обогатительной фабрики. Годовую производительность предприятия проверяют по горным возможностям с учетом объема удаляемой вскрыши, мощности полезного ископаемого, угла падения и других показателей.

Находим по формуле усеченной пирамиды. Общий объём карьера равен около 112 млн м^3. Объём вскрыши составляет около 4 млн м^3 (785088 м^3 * 903579 м^3 = 4218198 м^3.). Общий объём работ 116 млн м^3.

Величина среднего коэффициента вскрыши (объем вынимаемой пустой породы, приходящийся на единицу добываемого полезного ископаемого) k_ср, м³/т

k_ср = V_п/ Q_п.и. = 4,2 млн / 112 млн= 0,04 м^3/т.

Производительность карьера по вскрыше (П_в, м³/год) приблизительно устанавливается по среднему коэффициенту вскрыши

П_в = П_п.и k_ср k_н,

где П_п.и - производительность карьера по полезному ископаемому, т/год;

k_н - коэффициент неравномерности распределения вскрыши по годам (k_н = 1,11,3).

Годовая производительность карьера принимаем 20 млн м^3. Рабочих дней в году 350 дней. Суточная производительность равна 0.057142 млн м^3. (57 тыс. м^3 / сут.)

В сутках три смены - 57 / 3 = 19 тыс. м^3/см.

Срок службы карьера (Т_сл, лет)

= 5,8 + 1,5 = 7,3 года.

где Т_ос + Т_з - время на освоение и затухание мощности карьера по добыче (принимается 1,5 года);

Т_э - расчетный срок эксплуатации карьера, лет.



. = 112 млн / 20 млн =5,8 лет.

5. Обоснование схемы комплексной механизации основных производственных процессов

Категории пород (по классификации В.В. Ржевского)	Годовой объем работ млн. м'	Рекомендуемая емкость ковшей, м3	Производительность одной машины
			Буровой станок	Экскаватора, млн. м3/год	Бурового станка, Тыс. п.м.
		экскаватора	погрузчика
IV класс по трудности разработки (Ш и IV классы по буримости и взрьшаемости)	до 1,5 2-5 5-15 20 и более	3 4-5 8-12 20	4-8 8-16 - -	2СБШ-200 2СБШ-200, 250 СБШ-250 мн, 320 СБШ-320, 400	0,5-0,6 0,6-0,8 1,2-2,0 2,4-2,8	0,8-0,9 0,9-1,2 1,2-1,6 1,6-2,8

Годовой объём работ 20 млн м^3. Исходя из данных приложения, выбираем СБШ-320. Экскаватора 2,4 млн м^3/год. Бурового станка 1.6 тыс. п.м. Годовая производительность экскаватора 2.4 млн м^3/год,

20 / 2.4 = 8 экскаваторов с ковшом 20 м^3.

Рациональные грузоподъемности автомашин

Условия работы	Грузоподъемность машин, т.
Годовой грузооборот, млн. т	Дальность откатки, км	Глубина карьера, м	Емкость ковша экскаватора,
до 2-5	до 1,5-2,0	до 50-80	2-3	10-18
до 10-12	до 2,5-3	до 100-120	4-5	27-30
до 18-20	до 3-3,5	до 120-150	6-8	40-65
до 30-40	до 4,5-5	до 150-200	8-12	80-120
более 30-40	до 7-8	до 250-300	12-20	150-180 и более



Из таблицы выбираем годовой грузооборот 20 млн т / г, т.к. емкость ковша 20 м^3, грузоподъёмность автомобильного транспорта должна составлять 180 т.

6. Вскрытие месторождения

Выбор способа вскрытия и места заложения капитальных и разрезных траншей

Угол падения рудного тела около 90 градусов, мощность залежи 464 метра, а её ширина 1692 метра. Глубина наносов составляет около 5 метров. Местность равнинная. Исходя из анализа ГГУ - выбираем вскрытие внешней траншеей.

Внешней капитальной траншеей производим вскрытие одного уступа. Поскольку глубина наносов составляет всего 5 метров, производим вскрытие месторождения одним уступом. Учитывая рельеф поверхности равнинный выбираем траншею.

Способ вскрытия принимаем внешнюю. Тип траншеи одинарная т.к. маленькая глубина залегания рудного тела.

Отвал используется внешний.

Система разработки и режим горных работ.

С учетом горно-геологических условий залегания выбирается углубочная система разработки. При сплошных системах внутр. траншеи.

Уклон траншеи (i_т) определяется применяемым видом карьерного транспорта и, для автомобильного транспорта он составляет 120 ‰.

Определим длину внешней капитальной траншеи

м



Ширину дна траншеи определим из условия устройства в ней двух полосной автомобильной дороги, обочин и водоотводных кюветов.

В_т=b_а+2Чb_о+2Чb_к.,

где: b_а - ширина автодороги;

b_о - ширина обочины;

b_к - ширина кювета поверху;

В_н=1+16_.+2Ч2+3=23 м.

Рис. 6. Схема устройства транспортной бермы

Рис. 7. Схема капитальной траншеи

Объем простой капитальной траншеи можно представить как сумму объема полупризмы V₁ и объемов двух пирамид.

= 2640 + 680 = 3320 м^3;



где V_т - объем капитальной траншеи, м³;

V₁ - объем полупризмы, м³;

V₂ - объем пирамиды, м³.

Объем породы в торце траншеи, заключенный в призме V₃ и двух пирамидах V₃ и V₄, незначителен и обычно в расчетах не учитывается.

Объем полупризмы (V₁, м³) определяется

=(22*17^2)/2*1.2=2640 м^3;

где b_т - ширина основания траншеи, м;

h_т - глубина траншеи, м;

i - уклон капитальной траншеи, ед.

Объем пирамиды (V₂, м³) определяется

=(17^3)/(6*1.2*1)=680 м^3;

где б_т - угол откоса борта траншеи, град.

Рис. 8. Схема вскрытия разрезной траншеей



Рис. 9. Схема капитальной и разрезной траншеи по контуру карьера в конечном виде

7. Система разработки

Выбор и обоснование системы разработки

Угол падения рудного тела около 90 градусов, мощность залежи 464 метра, а её ширина 1692 метра. Глубина наносов составляет около 5 метров. Местность равнинная.

Глубина залегания рудного тела составляет местами около 500 метров в глубину (скважины 500 м.). Рудное тело лежит под углами от 20-90 градусов. Контур карьера отмечен на территории геологических скважин с 500 метровой глубине рудного тела. Из главных систем разработки выбираем углубочную систему разработки.

Выбор фронта горных работ по длине контура карьера. Количество бортов карьера - двухбортовая. Расположение отвала внешнее.

Рис. 10. Схема нерабочих бортов в конечном плане



Рис. 11. Схема рабочих бортов в конечном плане

Для учебных расчетов можно принимать следующую ширину развала: в легковзрываемых породах x=1.2h_y, в средневзрываемыхx=2.3h_y, в трудновзрываемыхx=3h_y. Ширина транспортной полосы зависит от типа транспортных средств и схемы их движения. Величину С принимают равной 2,5 - 3,5 м.

Ш_р.п= 2.3 * 17 = 39 м.

Ширину трассы приняли 16 м. Две полосы по 8 м. Величина С = 3 м.

Расчет элементов системы разработки

Определяется высота рабочего борта карьера (Н_р.б, м)

Н_р.б = Н_у n_р.у = 17 * 8 = 136 м.

где Н_у - высота уступа, м;

n_р.у - количество рабочих уступов.

Определяется ширина рабочей площадки при погрузке горной массы в автомобильный транспорт (Ш_р.п, м)

Ш_р.п = В_р + С + Т + S + Z + Ш_в.б = 39+3+16+3+3 = 64

где В_р - ширина развала породы, м

С - безопасный зазор между нижней бровкой развала и транспортной полосой (2 - 3 м);

Т - ширина транспортной полосы (проезжей части временной автодороги при двухполосном движении), м;

S - безопасное расстояние (1,52,0 м);

Z - ширина призмы обрушения, м;

Z = Н_у (ctg _y - ctg ) = 17*(0.19) = 3 м.

Рис. 12. Рабочая площадка

Ш_в.б - ширина взрывного блока, м (при однорядном взрывании, Ш_в.б = W, принимается по результатам предварительных расчетов;

- угол откоса рабочего уступа;

_у - угол устойчивого откоса уступа ().

Определяется горизонтальное проложение откоса рабочего борта (С_р.б, м)

С_р.б = Н_у ctg n_p.y + Ш_р.п(n_p.y - 1) = 17*1*8+63*(8-1) = 578 м.

Определяется тангенс угла рабочего борта карьера ()

tg = Н_р.б / С_р.б = 136 / 578 = 0,23

Определяется величина угла рабочего борта : ц = arctg (tg ц) = 12 град.

Определяется высота нерабочего борта карьера (Н_н.б, м)



Н_н.б = Н_у n_н.у = 17 * 3 = 51 м.

где n_н.у - количество нерабочих уступов (принимается n_н.у = 3).

Определяется горизонтальное проложение откоса нерабочего борта (С_н.б, м₎

С_н.б = n_н.у (Н_у ctg _y + b_c) + (n_н.у - 1) b_б = 8*(17*0,83+16)+(8-1)*8=297 м.

где b_c - ширина съезда, м;

b_б - ширина бермы безопасности, м (b_б = 8ч10 м).

Определяется тангенс угла нерабочего борта карьера ()

tg = Н_н.б /С_н.б. = 51 / 297 = 0.17

Затем сам угол откоса нерабочего борта карьера

(): = arctg (tg ) = 10 градусов

На миллиметровой бумаге вычертить разрез рабочей площадки, рабочего борта, план и разрез нерабочего борта карьера с тупиковыми съездами в выбранном масштабе.

Исследовать зависимость угла откоса рабочего борта карьера (, град) от высоты уступа (Н_у, м) или ширины рабочей площадки (Ш_р.п, м) и построить график = f(Н_у) или = f(Ш_р.п).

Производится расчет для пяти значений Н_у и Ш_р.п. Величина аргумента задается в пределах 10 м Н_у 25 м и 30 м Ш_р.п 80 м.



Рис. 13. Рабочий борт карьера

Рис. 14. Разрез рабочего борта карьера в конечном виде

8. Отвалообразование

Порядок выполнения расчетов

Определяется требуемая площадь отвала (S_o, м²)

=(4 млн.*1.3)/(3*20*0,5)=173334 м^2.

где W - объем пород, подлежащих размещению в отвале за срок его существования, м³;

- коэффициент разрыхления пород в отвале;

h_я - высота яруса, м;

n_я - количество ярусов;

_о - коэффициент использования площади отвала (_о принимать: для одноярусных отвалов - 0,80,7; для трехъярусных и более - 0,5).

Тип (категорию) складируемых пород принимать по маетриалам предыдущих разделов. Количество отвальных ярусов принимать самостоятельно. Стремиться к S_o min. Общая высота отвала должна быть, как правило, не более 120 - 180 м. исходя из общей площади отвала, определяются его размер в плане: ширина (В), длина (L). при этом рекомендуется выдерживать соотношение В: L = 1: 2, тогда: L==588 м. B=294 м.

Рассчитывается количество автосамосвалов, разгружающихся на отвале в течение часа (N_o, шт.)

= (2375*1,1)/216=3,5=12 шт.

где - часовая производительность карьера по вскрыше, м³;

k_н - коэффициент неравномерности работы карьера по вскрыше (k_н = 1,1 1,2);

Q_п - объем вскрыши в целике в кузове автосамосвала, м³.

Q_п = q/ = 180*1,2=216, м^3;

где q - вес груза в кузове автосамосвала, т

- плотность пород в целике, м^з/т.

,= 20 млн (350*3*8) = 2380 м^з/т.

где П_в - годовая производительность карьера по вскрыше, м³/год;

Т_г - число рабочих дней карьера в году (Т_г = 350 дней);

n_см - число рабочих смен в сутки (n_см = 3);

Т_см - продолжительность смены, ч (Т_см = 8).

Определяется число одновременно разгружающихся автосамосвалов на отвале (N_а.о, шт.)

=12* (4/60)=0,8=1

где - продолжительность разгрузки и маневровых операций при установке на разгрузку, мин.

Определяется длина участка разгрузки (L_p, м)

L_p = N_а.о l_п, = 0,8*60=48 м

где l_п - ширина полосы по рабочему фронту отвала, занимаемой одним автосамосвалом при маневрировании, для автосамосвалов грузоподъемностью:

30 - 55 т l_п = 3040 м, 80 - 130 т l_п = 5060 м, 180 - 240 т l_п = 6070 м.

Отвальный фронт состоит из трех участков: разгрузки, планировки и резервный.

По мере заполнения участка разгрузки и выравнивания участка планировки, последний начинает выполнять функцию первого, а участок разгрузки становится участком планировки. Если участок планировки не подготовлен, то разгрузка производится на резервном участке. Таким образом, все три участка должны иметь одинаковую длину и общая длина отвального фронта (L_o, м) определится:

L_o = 3L_p =3*48 =144

Определяется объем бульдозерных работ (Q_б, м³/смену)

=2375*1,1*



где - сменная производительность карьера по вскрыше, м³/смену;

где k_зав - средний коэффициент «заваленности».

Выбирается модель бульдозера и определяется число бульдозеров в работе (N_б, ед.):

N_б = Q_б /П_б, =

где П_б - сменная производительность бульдозера, м³/смену.

Рассчитывается инвентарный парк бульдозеров (N_б.и, ед.)

N_б.и = 1,4 N_б

Рис. 15. план бульдозерного отвала



9. Генеральный план карьера

Цех дробления обеспечивает три стадии дробления поступающей руды - крупное, среднее и мелкое. В цехе работают несколько дробилок крупного дробления, среднего и мелкого дробления, грохота, и соединенных конвейерами. Конечный получаемый продукт представляет собой дробленую руду крупностью + 16,0 мм. Цех обогащения представляет собой комплекс оборудования для сухого магнитного обогащения дробленой руды, мокрого магнитного обогащения со схемой измельчения и мокрой магнитной сепарации. Также здесь установлено оборудование для обезвоживания железованадиевого концентрата, складирования и отгрузки концентрата на фабрики окускования.

Неподалеку находится город Качканар. Из крупных городов связанных магистральной дорогой - Екатеринбург. Присутствует река. Энерго- и теплоснабжение производят своей ТЭЦ.

Транспортировать руду можно через ЖД-пути.



Список использованной литературы

1. Справочник. Открытые горные работы / К.Н. Трубецкой, М.Г. Потапов, К.Е. Виницкий, Н.Н. Мельников и др. - М.: Горное бюро, 1994. - 583 с.

Ржевский В.В. Открытые горные работы. Часть 1. Процессы открытых горных работ: Учебник для вузов, изд. 5. - М.: Изд. «Книжный дом «ЛИБРОКОМ», 2010. - 509 С.

Ржевский В.В. Открытые горные работы. Часть 2. Технология открытых горных работ: Учебник для вузов, изд. 5. - М.: Изд. «Книжный дом «ЛИБРОКОМ», 2010. - 549 С.

Хохряков В.С. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых. 5-е изд. М.: Недра, 1991. 336 с.

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

Нормы технологического проектирования горнорудных предприятий. - М.: Минцветмет, 1986.

ФНИП в области промышленной безопасности Правила безопасности при ведении горных работ и переработке твердых полезных ископаемых». Утвержден приказом Федеральной службы по экологическому, технологическому и атомному надзору от 11 декабря 2013 г. №599.

Ялтанец И.М., Щадов М.И. Практикум по открытым горным работам (2-е изд.). - М.: Изд. МГГУ, 199. - 407 с.

9. Открытая разработка угольных месторождений Якутии/ С.В. Панишев, С.А. Ермаков, А.М. Бураков, Б.Н. Заровняев, С.Н. Григорьев.-М.: Вузовская книга, 2008. - 2 Кутузов Б.Н. Методы ведения взрывных работ. Ч. 1. Разрушение горных пород взрывом: Учебник для вузов. - 2-е изд., стр. - М.: Издательство «Горная книга», 2009. - 471 с.

10.

Размещено на Allbest.ru