Открытая разработка Кировского угольного месторождения. Вскрышные работы

Масса заряда (кг) определяется по формуле:

Q3= q*W*hy*a=0,3*4,6*7,5*5,5=57 кг.

Длина заряда в скважине составит:

Lзар=Q3 / Р= 57/18 =3,2 м.

Длина забойки заряда:

Lзаб = Lск- Lзар = 7,5 - 3,2=4,3 м.

Размеры взрывного блока определяются с учетом производительности предприятия, средств механизации и допустимого периода времени, в течение которого взорванная горная масса не смерзается.

Длина взрывного блока:

Lбл = (Тдопсм · Nсм · Qэ )/(А?Ну), м.

Где Тдоп - максимально допустимый срок уборки взорванной горной массы, принимается равным 10 суток;

Nсм - число рабочих смен в сутки;

Qэ - сменная производительность экскаватора - 960 мэ/смену;

А - ширина взрывной заходки по целику, м;

А = np ? скв ? b,

где

nр ? скв - количество рядов скважин.

Размеры блока по породе при трехрядном взрывании и высоте уступа 7,5 м составят:

А = 3?4,6 = 13,8 м,

Lбл = (10?1?960)/(13,8?7,5) = 92,7 м.

Рассчитанные параметры БВР представлены в таблице 4.

Таблица №5. Характеристика условий взрывания.

Диаметр скважины м	Плотность ВВ, кг/м	Коэфф. сближения скважин	Удельный расход ВВ, кг/м?	Высота уступа, м	Коэфф. перебура	Угол откоса уступа, град.
Добыча
0,160	600	1	0,3	7,5	0	75

При многорядном короткозамедленном взрывании наиболее часто применяются порядные и диагональные схемы инициирования зарядов.

При диагональной схеме взрывания наблюдается лучшее качество дробления породы за счет многократного воздействия взрыва на горный массив, снижается сейсмический эффект взрыва и уменьшается ширина развала взорванной горной массы.

Оптимальный интервал замедления:

tз =A?W, мс.



Коэффициент А зависит от взрываемости породы. Для легковзрываемых пород А = 3 мс/м, для трудновзрываемых пород А = 6 мс/м.

Тогда по породе t3 =3?4,6 =14 мс.

Таблица №6. Основные параметры БВР

Показатели	Ед. изм.	Вскрыша
Длина перебура	м.	0
Длина скважины	м.	7,5
Расстояние между рядами скважины	м.	4,6
Расстояние между скважинами в ряду	м.	5,5
Вес заряда в скважине	кг.	57
Длина заряда	м.	3,2
Длина забойки	м.	4,3
Угол наклона скважины	град.	75

Количество скважин в ряду:

по породе

nа = Lбл/а = 92,7 /5,5 = 19 шт;

Общее количество скважин в блоке:

по породе N = 19 ?3 = 57 шт.

Расход ВВ на взрыв

по углю Q = 57 ?57 = 3249 кг;

Объем угля, отбиваемый 1 скважиной на вскрыше:

Vckb = m ? Н ? W2 = 1 ? 7,5 ? (4,6 ? 4,6) = 158,7 м?.

Количество боевиков (Т-400Г):

Nб = nскв =57 шт.



Вес боевиков:

Qб =0,4*Nб =0,4*57= 22,8 кг.

Общий расход ВВ:

Qоб = Qвв + Qб =3249+ 22,8= 3271,8 кг.

Удельный расход детонирующего шнура:

Lдш = (1.1(Lскв+ а+0,5))/ V= (1.1* (7,5+5,5+0,5))/158,7 = 0,09 м/м3

Расход ДШ:

Qдщ = Vб * Lдш = 9594,45* 0,09= 863,5 м.

Расход РП - Н при порядной схеме рядов:

nэд = 2(nряд - 1) =2(3 - 1) =4 шт.

Необходимое количество замедлителей, при порядной схеме рядов:

nЗАМ= nряд-1=3-1=2 шт.

Таблица №7. Расход ВМ

№	Наименование	Ед. изм	Кол-во за один взрыв
1	ВВ граммонит 79/21	т	3271,8
2	Детонирующий шнур ДШЭ-12	м
3	Боевик Т-400Г	шт.	57
4	Электродетонаторы ЭД-8Ж	шт.	1
5	Пиротехническое реле РП-Н	шт.	4
6	Взрывная машина КПМ-3	шт.	1



Расчет производительности и потребного количества буровых станков

Расчет сменной производительности на бурении скважин произведён по формуле:

Qcm = (Тсм - Тпз - Тлн)/(to + tв), м/см.

Где Тсм - продолжительность смены, 480 мин.;

Тпз - время на выполнение подготовительно-заключительных операций, 25 мин.;

Тлн - время на личные надобности, 10 мин.;

to - время на бурение 1 м скважины; tо =60/V6;

V6 - скорость бурения скважины, м/час;

V6 = (7,5x10?Ро?nв)/(Пб? dскв), м/час

Где Ро - осевое усилие, 50 кН;

пв - частота вращения бурового става, 2с;

Пб - показатель буримости породы, 4;

dскв - диаметр скважины, 0,16 м.;

tв - время на выполнение вспомогательных операций на бурение 1 м скважины. Для шнекового бурения 1,5-4,5 мин. Принимаем 2 мин.

Тогда скорость бурения по породе:

V6 = (7,5x10?50?2)/(4? 0,16) = 18,3 м/час.

Время на выполнение основных операций:

to = 60/18,3 = 3,27 = 3,3 мин.

Сменная производительность по породе:

qcm = (480-25-10)/(3,3 + 2) = 83,96 = 84 м/см.

Принимаем 84 м/смену.

Скорость бурения по углю:

V6 = (7,5x10?50?2)/(3? 0,16) = 32,55 м/час.

Принимаем 32 м/час.

Время на выполнение основных операций:

to = 60/32 = 1,875 = 1,87 мин.

Сменная производительность по углю:

Qcm = (480- 25 - 10)/ (1,87 + 2) = 114,987 = 115 м/см.

Рассчитанные скорость бурения и производительность вполне хорошо согласуются с данными о работе аналогичных станков на угольных разрезах страны.

Необходимое количество станков на вскрыше:

Nbck = (Пгод ?kp)/(Qcм ?n?nгод ? Vгм)

Где Пгод - годовой объем вскрыши 21,6 тыс.м?.

kр - коэфф. резерва буровых станков, 1,3;

n - количество смен в сутки, 1;

nгод - число рабочих дней в году, 247 дней;

Vгм - выход горной массы с 1 метра скважины, (для средних условий 18,3).

Nbck = (21600 ? 1,3) (84 ? 1 ? 247 ?l 8,3) = 0,0739.

Принимаем 1 станок на вскрыше.

Необходимое количество станков на добыче:

Nд = (Пгод?kр)(? ? Qсм?n?nгод ?Vгм)

? - объемный вес угля, 1,23 т/м?.

Nд = (100000 ?l,3)/(1,23?115 ? 1 ? 247 ?31,9) = 0,1166

Принимаем 1 станок на добыче и вскрыше.

Организация проведения массовых взрывов

Производство массовых взрывов на разрезе осуществляется в соответствии с требованиями действующих, "Единых правил безопасности при взрывных работах" (2002 г.) и "Типовой инструкции по безопасному проведению массовых взрывов на земной поверхности" (1993 г.) в следующей последовательности:

- определение объема и места расположения взрывного блока;

- составления проекта массового взрыва состоящего из: а) технического расчета со схемой расположения скважин и графических материалов; б) таблицы параметров взрывных работ; в) распорядка проведения массового взрыва;

- бурение взрывных скважин;

- определение границ запретной и опасной зон и их обозначение на местности;

- доставка ВМ на блок и организация их охраны;

- заряжание и забойка скважин;

- вывод людей и техники за границы опасной зоны;

- выставление постов охраны опасной зоны и монтаж взрывной сети;

- взрывание и осмотр места взрыва.

Объем взрывного блока определяется из условия бесперебойной работы экскаватора в течении 10 рабочих смен. Зачистка и планировка поверхности уступа производится бульдозером. Площадка под бурение не должна иметь уклона в сторону выработанного пространства. Через нее не должны проходить ЛЭП и питающие кабели экскаваторов. Общий уклон поверхности уступа не должен превышать 5 градусов.

Технический расчет и схема расположения скважин должны состоять из пояснительной записки с расчетами и графической документации. Эти документы составляются с учетом горных, геологических и гидрогеологических условий, а также результатов предыдущих взрывов. Для составления схем используются выкипировки планов горизонтов, на которых указываются точки расположения скважин. Маркшейдерская служба разреза должна указать положение уступа (верхнею и нижнею бровки).

Точки расположения скважин маркшейдером выносятся на место работы. Составляется и утверждается паспорт бурения блока и выдается бригаде на бурстанок. По окончанию бурения скважин производится маркшейдерская съемка обуренного блока и составляется план с указанием фактического положения уступа и скважин, а также линии сопротивления по подошве уступа. На основании контрольной съемки составляется в виде самостоятельного документа таблица параметров взрывных работ, в которой указываются расчетные данные. В ходе заряжания в таблицу заносятся фактические параметры: глубина скважин, масса заряда, длина забойки и др.

Составляется распорядок проведения массового взрыва, который утверждается главным инженером разреза. В приказе о подготовке массового взрыва указывается ответственный руководитель. Ответственный руководитель массового взрыва обязан ознакомить ИТР и рабочих с документами по взрыву, довести до них порядок его подготовки и проведения.

На основании утвержденного проекта и распорядка массового взрыва издается приказ по ОАО "Кировский" о проведении массового взрыва. Ответственный руководитель массового взрыва составляет письменный наряд на выполнение взрывных работ с ознакомлением под роспись задействованных в нем лиц и выписывает наряд-путевку. Доставка ВМ на блок производится автотранспортом. Заряжание скважин, в связи с небольшим объемом работ, производится вручную. Доставленные на блок затаренные ВВ размещаются у скважин в количествах, определенных расчетом, и должны быть защищены от атмосферных осадков.

На период заряжания по периметру блока устанавливается запретная зона. Контур запретной зоны должен отстоять не менее чем на 20 м. от ближайшего заряда и обозначатся на местности красными флажками и предупредительными надписями. С территории запретной зоны до начала заряжания должно быть убрано буровое и другое оборудование. Находящиеся на блоке ВВ и заряженные скважины должны охраняться взрывниками или проинструктированными рабочими, занятыми на зарядке. На границе запретной зоны на подъездных дорогах на заряжаемый блок выставляются посты охраны. Вывод людей и отвод техники с территории опасной зоны за ее пределы осуществляется перед вводом опасной зоны. Опасная зона, определенная расчетом в проекте, вводится при взрывании детонирующим шнуром до начала установки в сеть пиротехнических реле. На границе опасной зоны выставляются проинструктированные посты охраны. По окончании монтажа взрывной сети ответственный руководитель массового взрыва проверяет соответствие монтажа взрывной сети проектным схемам коммутации, надежность узлов и соединений, правильность установки замедлителей. Обнаруженные дефекты должны быть устранены.

Ответственный руководитель взрыва, получив письменные донесения лиц, ответственных за охрану опасной зоны и выставление постов, а также за вывод людей с территории опасной зоны и убедившись в выполнении мероприятий, перечисленных в распорядке проведения массового взрыва, дает указание о подаче боевого сигнала. Не ранее чем через 15 минут после взрыва ответственный руководитель массового взрыва организует осмотр места взрывных работ с принятием мер, предотвращающих отравление газами проверяющего персонала. При отсутствии отказов скважинных зарядов ответственный руководитель массового взрыва дает указание о подаче сигнала "Отбой". По этому сигналу посты охраны опасной зоны снимаются.

Допуск людей к месту взрыва проводится согласно порядку, принятому на разрезе и утвержденному главным инженером предприятия.

Контроль за наличием отказов после массового взрыва, их регистрация и ликвидация осуществляются в соответствии с установленными на предприятии требованиями инструкции, согласованной с управлением Якутского округа Госгортехнадзора России.

Техника безопасности

При подготовке массовых взрывов в пределах запретной зоны запрещается находиться людям не связанным с заряжанием. За границей запретной зоны в пределах опасной зоны допускается нахождение только максимально ограниченного распорядком массового взрыва числа людей.

Перед заряжанием скважины должны быть очищены от буровой мелочи. Поверхность устья скважин должна быть очищена от обломков породы, буровой мелочи, посторонних предметов и т.п. на расстоянии, исключающем падение кусков (предметов).

В качестве забойки для скважин нельзя применять кусковатый или горючий материал. Заполнять скважины забоечным материалом следует осторожно.

При этом детонирующий шнур должен иметь слабину. Запрещается выдергивать или тянуть детонирующий шнур введенный в боевик запрещается пробивать застрявший боевик. Если извлечь застрявший боевик не представляется возможным, заряжание скважины необходимо прекратить, боевик взорвать вместе с другими зарядами.

Если во время заряжания часть заряда будет пересыпана, скважину необходимо дозарядить и заряд взорвать вместе с другими зарядами.

Запрещается проводить взрывные работы при недостаточном освещении рабочего места.

При производстве взрывных работ обязательна подача звуковых сигналов, а в темное время суток, кроме того, и световых сигналов. Запрещается подача сигналов голосом, а также с применением взрывчатых веществ.

Назначение и порядок подачи сигналов:

а) первый сигнал - предупредительный (один продолжительный), подается при вводе опасной зоны;

б) второй сигнал - боевой (два продолжительных). По этому сигналу производится взрыв;

в) третий сигнал - отбой (три коротких).

Он означает окончание взрывных работ.

Сигналы при массовом взрыве подаются специально назначенным лицом по команде его ответственного руководителя.

Способы подачи и назначение сигналов, время производства взрывных работ должны быть доведены до сведения работников разреза, а также до жителей поселка.

2.9.2 Выемочно-погрузочные работы

После буровзрывных работ забой является рабочим местом экскаватора. Проектом выбран экскаватор ЭО-6123, который создан специально для эксплуатации в условиях Крайнего Севера при температуре воздуха -60?С.

Экскаватор является полноповоротной машиной на гусеничном ходу с индивидуальным электрическим приводом основных механизмов: подъема (хода), поворота, напора, подъема стрелы и открывания днища ковша.

Экскаватор снабжается рабочим оборудованием прямой лопаты. Прямая лопата поставляется ковшами емкостью 2,5 м3 для тяжелых грунтов и 3,2 м3 для средних грунтов.

Выемка и погрузка верхнего вскрышного уступа осуществляется экскаватором ЭО-6123.

Таблица №8. Техническая характеристика экскаватора ЭО-6123

Емкость ковша	2,5-3
Мощность электродвигателей	150кВт.
Скорость движения	1,5км/час.
Наибольший радиус капания	10,25 м.
Наибольшая высота разгрузки	5,95 м.
Радиус выгрузки при наибольшей высоте выгрузки	4,65.
Масса	61,4 т.

Определение параметров экскаваторных забоев

При ведении открытых горных работ существуют следующие типы забоев: торцовый, тупиковый, фронтальный.

Торцевой применим, как правило, при выемке одноковшовыми и роторными экскаваторами.

Кроме того, забои делятся на однородные, в пределах которых порода характеризуется одинаковыми свойствами, и разнородные, в пределах которых перемежаются породы с различными свойствами. В простых забоях ведется валовая, а в сложных чаще всего раздельная (селективная) выемка.

По взаимному расположению забоя к горизонту установки экскаватора различают выемку: верхним черпанием (забой расположен выше уровня стояния экскаватора); нижним черпанием; смешанным.

Различают также способы погрузки: нижний (когда доставочные средства находятся на уровне стояния экскаватора); верхний; смешанный (нижняя и верхняя погрузка на один промежуточный горизонт).

Уступ отрабатывается панелями (полосами породного массива) вдоль фронта работ. Блок панели - часть панели, разрабатываемая отдельной выемочной машиной. Рабочий блок - часть панели, находящаяся на определенной стадии подготовки к выемке (бурение, взрывание, механическое рыхление, погрузка и пр.)

Торцовый забой обеспечивает максимальную производительность экскаватора, что объясняется небольшим средним углом поворота к разгрузке (не более 90°), удобной подачей транспортных средств под погрузку и минимальными простоями при перемещении и наращивании транспортных коммуникаций. Тупиковый забой применяется при проведении траншей в основном при использовании автомобильного или конвейерного транспорта. При фронтальном забое средний угол поворота экскаватора составляет 120-140°. Из-за малой ширины заходки возникает необходимость более частого наращивания и перемещения транспортных коммуникаций, что значительно снижает производительность экскаваторов.

Основными параметрами экскаваторных забоев являются: высота уступа Ну, которая в мягких породах не должна превышать высоту черпания экскаватора (Ну<Нч.мах.), а в скальных и полускальных Ну<1,5 Нч.мах.; максимальная ширина забоя - определяется радиусом черпания на горизонте установки Кч.у.; при работе боковым забоем Вз = (0,5-0,7)Rч.у., а ширина тупикового забоя Вз= 2Rч.у.;

Ширина продольной заходки (панели) в целике соответствует ширине взрываемого блока и определяется организацией комплекса буровзрывных, выемочно-погрузочных и транспортных работ. Число заходок по развалу зависит от его ширины, вида транспорта и типа экскаватора. На практике ширина развала меняется от (1,3-5)Ну.

Учитывая все эти факторы и принимая во внимание некоторые особенности месторождения, или его отдельного участка, по специально созданной методике составляют паспорт забоя, в котором указывают все допустимые расстояния и высоты, которые обеспечат оптимальную работу экскаватора в забое.

Расчет параметров экскаваторного забоя

Высота уступа в скальных и полу скальных породах не должна превышать 1,5 Нчерп.мах;

Ну = 1,5*10.2 = 15,3 м.

Условие выполняется, т.к. мощность вскрыши нижнего пласта в среднем составляет всего 4 м., поэтому принимаем Ну = 4 м.

Ширина заходки:

А = (1,5?1,7)Rчерп.мах. = 15,3 м.

Ширина рабочей площадки уступа

Допустимая ширина рабочей площадки зависит от размеров выемочно-погрузочных машин, вида карьерного транспорта, схемы движения карьерного транспорта.

На вскрыше.

Шр.п = В + С + Т + а + Z.



Где В - ширина развала взорванной породы.

В = Кв*Кзvq*6 + А

Где Кв - коэфф. характеризующий взрываемость пород.

Кз - коэфф. отброса взорванной породы.

q - удельный расход ВВ.

Н - высота уступа.

А - ширина заходки по целику.

Тогда В = 2,5*0,9v0,6*4 + 15,3 = 19 м.

С - безопасное расстояние от нижней бровки развала до транспортной полосы 1,5 м.

Т - ширина транспортной полосы 9 м.

А - площадка для вспомогательного оборудования 3 м.

Z - ширина призмы обрушения 3 м.

Шрп. = 19 + 1,5 + 9 + 3 + 3 = 35,5 м.

Рис. в разделе 2.9. Расчет основных производственных процессов на вскрыше и на добыче

Исходя из годовой производительности, рассчитываем необходимое рабочее количество экскаваторов на нижний вскрышной уступ, объем которого составляет 21600 м³.

Производительность экскаватора ЭО-6123.

1) Сменная производительность экскаватора:

Ек = 2,5 м - емкость ковша экскаватора;

= 0,8 - коэфф. наполнения ковша;

kp = 1,5 - коэфф. разрыхления породы в ковше;

Тц = 30 сек. - время цикла экскаватора при погрузке в автотранспорт;

Тсм = 8 ч - время одной смены;

К - коэфф. использования экскаватора по времени.

2) Годовая производительность:

3) Потребное количество техники:

0,1, принимаем 1 экскаватор

4) Время одного рейса, а/с:

=,

где

tp = 60 сек. - время разгрузки а/с;

= 125 сек. - время на маневры;

= сек - время погрузки

сек

тогда: Тp = 552 сек. или 9,2 мин.

5) Количество автосамосвалов эффективно используемых в комплексе с одним экскаватором:

автосамосвалов

Проектом к разработке пластов угля принят одноковшовый погрузчик К-701, с объемом ковша 1 м³. Одноковшовый колесный погрузчик К-701 является одним из самых универсальных погрузчиков.

По своим размерам, эксплуатационным характеристикам и мощности двигателя он пригоден для выполнения широкого спектра работ. Модульная гидравлическая система погрузчика обеспечивает малую продолжительность цикла погрузки, простоту изменения конфигурации и исключительно высокие характеристики системы ограничения раскачки.

На добыче

Мощность пласта угля на участке колеблется от 5 до 23 м, в среднем составляя 15 м. Отработка пласта угля принимается двумя уступами. Высота первого уступа - 7,5м; высота второго уступа - 7,5 м.

Максимальная расчетная ширина заходки определяется радиусом Rч.у черпания экскаватора.

Ширина заходки:

А = (1,5?1,7)Rчерп.мах. = 15,3 м.

Ширина рабочей площадки уступа:

Шр.п = В + С + Т + а + Z.

Где В - ширина развала взорванной породы.

В = Кв*Кзvq*6 + А

Где Кв - коэфф. характеризующий взрываемость пород.

Кз - коэфф. отброса взорванной породы.

q - удельный расход ВВ.

Н - высота уступа.

А - ширина заходки по целику.

Тогда В = 2,5*0,9v0,3*7,5 + 15,3 = 18 м.

С - безопасное расстояние от нижней бровки развала до транспортной полосы 1,5 м.

Т - ширина транспортной полосы 9 м.

А - площадка для вспомогательного оборудования 3 м.

Z - ширина призмы обрушения 3

Шрп. = 18 + 1,5 + 9 + 3 + 3 = 34,5 м.

Шрп = В + С + Т + а + Z

Где

В = 2*0,9v0,3*7,5 + 15,3 = 18 м.

Шрп = 18 + 1,5 + 9 + 3 + 3 = 34,5 м.

Вывод: Забой будет отрабатываться двумя заходками (2х15,3).

Определяем расчет производительности при добычных работах Принятая годовая производительность разреза по углю 100 .000 т/год.

Сменная производительность погрузчика:

где

Тсм= 8 ч - продолжительность смены;

Vк = 1 м³ - объем ковша;

К= 0,9 - коэфф. наполнения ковша;

Ки = (0,7-0,8) - коэфф. использования погрузчика по времени;

Кразр = 1,3 - коэфф. разрыхления в ковше;

Кчерп = (8-13) - время черпания, сек;

tоп= (4-5) - время опускания ковша в транспортное положение, сек;

tпод= (7-12) - время подъема ковша для разгрузки, сек;

tразг= (3-4) - время разгрузки, сек;

tпс = (5-6) - общее время переключения скоростей, сек;

tм - время на маневры, сек;

Годовая производительность:

Потребное количество техники:

2,3, принимаем 2 погрузчика

Время одного рейса, а/с:

=,

где

tp = 60 сек. - время разгрузки а/с;

= 125 сек. - время на маневры;

= сек. - время погрузки

сек.

= 545 сек.

тогда:

Тр = 545 сек. или 9 мин.

Количество автосамосвалов эффективно используемых в комплексе с одним погрузчиком:

автосамосвалов

2.9.3 Транспортные работы

Выбор вида карьерного транспорта производится путем технико-экономических расчетов применительно к конкретным горнотехническим условиям: условий залегания пласта, производственной мощности карьера, характеристики транспортируемого груза глубины карьера, расстояния транспортирования:

а) Железнодорожный транспорт применяется при широком изменении размеров перевозки (от 20 до 100 млн. т/год и более).

Невозможность применения обуславливается рядом факторов:

- рациональное расстояние перевозки составляет 5-10 км.

- радиус кривых до 80-100 м.

Недостатки - капиталоемкость и небольшая производительность.

б) Конвейерный транспорт возможность применения обуславливается:

- объемы перевозки 20-40 млн. т/год и более

- применяется при перемещении рыхлых и мягких пород

- не применяется в низких температурах

в) Автомобильный транспорт используется при небольших объемах перевозок на карьерах. Преимущество: мобильность, благодаря чему применяется в сложных условиях, и возможность использования, как в период строительства, так и в дальнейшей эксплуатации карьера, а также при разработке МПИ с небольшими запасами и малым сроком эксплуатации и малых капиталовложениях.

Вывод: Железнодорожный транспорт не может применяться на данном карьере из-за низкой производительности и небольших размеров карьерного поля. Конвейерный транспорт не применяется из-за низкой производительности и климатических условий нахождения карьера.

Наиболее применим в данных условиях автомобильный транспорт. На данном карьере в комплексе с экскаватором ЭО-6123 эффективно применять а/с КАМАЗ- 55111 грузоподъемностью 12 т.

Таблица №9. Параметры автосамосвала Камаз-55111

Параметры	Камаз-55111
Грузоподъемность, т	12
Масса без груза, т	11,4
Мощность двигателя, кВт	175
Геометрический объем кузова, м3	6,0
Максимальная скорость, км/ч	62
Радиус поворота по колее переднего внешнего колеса, м	12
Тип трансмиссии	Гидромеханическая
Основные размеры, мм	8190х2650х2760

Расчет производительности автотранспорта

Подъезд с тупиковым разворотом вызывает уменьшение производительности а/с на 10-15%.

Вскрышные работы

1) Время одного рейса а/с:

,

Где tp = 60 сек. - время разгрузки а/с;

tман= 125 сек. - время на маневры;

=? 85 сек. - время погрузки

сек.



сек.

Тогда: Тр = 594 сек. или 9,9 мин.

2) Количество рейсов в смену:

40 рейсов

3) Количество, а/с эффективно используемых в комплексе с одним экскаватором:

7 автосамосвалов

4) Сменная техническая производительность а/с.

320 м3/см, где

krp = 0,7 - коэфф. использования грузоподъемности

Добычные работы

1) Время одного рейса а/с:

,

где

tp = 60 сек. - время разгрузки а/с;

tман = 125 сек. - время на маневры;



163 сек. - время погрузки;

324 сек.

тогда: Тр= 672 сек. или 11,2 мин.

2) Количество рейсов в смену:

3) Количество, а/с эффективно используемых в комплексе с одним погрузчиком:

4 автосамосвала

4) Сменная техническая производительность, а/с.

320 м3/см,

krp = 0,7 - коэфф. использования грузоподъемности;

Карьерные автодороги

Автодороги представляют собой сооружения, возведенные из нескольких горизонтальных слоев дорожно-строительных материалов и состоящее из земляного полотна, проезжей части, обочин и водоотливных сооружений.

Земляное полотно должно обладать устойчивостью и прочностью не зависимо от температурного и водного режимов.

Ширина проезжей части автодороги зависит от габаритов а/с, скорости движения, числа полос движения:

В = В1+2*(с + l+ b), м,

где B1 - ширина проезжей части, м;

B1= 2*y + a*n+(n-l)*X, м,

где а - ширина автосамосвала, 2,65 м;

n - число полос движения, 2;

у - ширина предохранительной полосы, м;

у = 0,5 + 0,005 * v,

где v - скорость движения автосамосвала, 62 км/ч.

у = 0,5+ 0,005*62 = 0,81м;

X - зазор между кузовами встречных автосамосвалов,

X = 2*y = 2*0, 81 = 1,62 м.

Тогда:

В1 = 2*0,81+2,65*2+(2-1)*1,62=8,54=9 м.

2.9.4 Отвалообразование

Породы вскрыши принято размещать в выработанном пространстве с совмещением этих работ с горно-технической рекультивацией нарушенных земель.

Очередность заполнения и форма внутренних отвалов способствует созданию благоприятных условий для последующей скорейшей рекультивации поверхности, что дает возможность восстановить площадь нарушенных земель

При транспортировании вскрышных пород на отвал средствами автотранспорта применяется бульдозерное отвалообразование. Процесс отвалообразования в этом случае включает разгрузку, а/с на верхней площадке отвального уступа, перемещение пород под откос уступа, планировку поверхности отвала, ремонт и содержание автодороги.

Заполнение отвала осуществляется периферийным способом. В этом случае, а/с разгружаются по фронту работ под откос или на расстоянии 3-5 м от откоса. Затем породы бульдозером перемещаются под откос. Периферийный способ более экономичен, т.к. при нем меньше планировочных работ.

Для безопасности, у верхней бровки уступа отвала устанавливается порог для задних колес, а/с или отсыпается вал высотой 0,5-0,8 м и шириной 2-2,5 м. Поверхность отвала имеет уклон 4-5° в сторону центра отвала. Высота отвала составляет 10 м.

Планировка поверхности отвала с помощью бульдозера

В соответствие с технологией рекультивационных работ выберем следующее оборудование: бульдозер Б-10м на базе трактора Т-170:

1) Техническая производительность на планировочных работах:

360 м³,

Где Впл =10 м - ширина планируемого участка;

?н = средняя скорость движения бульдозера при планировке;

а = 0,4 м - ширина перекрытия полосы;

bпол = 3,4 м ширина полосы планировки за 1 проход бульдозера;

nпр = 6 - число проходов бульдозера по одной полосе;

tпов= 10c - продолжительность поворота бульдозера при каждом проходе.

12) Сменная производительность:

Псм= Птех•Тсм•kи=360*8*0,75 = 2160 м3

kи - коэфф. использования бульдозера 0,75

Тсм - продолжительность смены 8ч.

13) Годовая производительность:

Пгод= Псм•Nдн•nсм= 2160*247*1= 533600 м³/год

Nдн - количество дней в сезон 247 дней

nсм - количество смен в сутки 1.

14) Списочное количество бульдозеров:

0,1 = 1 бульдозер

Автомобильный транспорт, применяемый на вывозке вскрышных пород, определил систему бульдозерных отвалов.

Отвал состоит из трех равных участков.

На первом участке ведется работа, на втором планировочные работы, на третьем участке резервный.

1) необходимая площадь под отвал:



vb - объем вскрыши;

Кро - остаточный коэффициент разрыхленной породы в отвале 1,1-1,2;

Но - высота отвала 10м;

kо - коэфф., учитывающий использование площади отвала: Ко=0,6-0,7;

площадь под отвал:

6,2 га

2) длина фронта разгрузки:

Lфр = Nalп = 20 м,

где

lп - 60, ширина полосы по фронту;

Na = 0,35 число одновременно разгрузающих а/с;

0,35,

Где Nч = 6 - число, а/с разгружаемых на отвале в течение часа;

tpм = 3,5 - продолжительность разгрузки;

3) длина отвального фронта:

Lpo = 3Lфp = 60 м

Таким образом, основные параметры отвалообразования следующие:

1) максимальная высота яруса - 10 м;

2) ширина рабочего фронта отвала - 60 м;

при длине разгрузки - 20 м;

и ширине отсыпной полосы - 10 м;

3) ширина разгрузочной площадки - 2,5-3 м;

4) ширина для разворота а/с - 24,0 м.

Рис. 7. Схема маневров при разгрузке породы в отвал

2.10 Календарный план горных работ

Календарный план горных работ должен отображать распределение вскрышных, добычных и подготовительных работ во времени и пространстве. План составляется в виде таблиц и графиков. Основными требованиями календарного плана является завершение строительства карьера в установленный срок и поддержание проектного годового объема добычи в определенный период его эксплуатации.

Календарный план проектируемого карьера составляем на основании принятой схемы вскрытия, системы разработки и объемов горно-капитальных работ. Для производства вскрышных работ применяем гидравлический экскаватор ЭО-6123, а для добычных - одноковшовый погрузчик К-702.

Потребное количество оборудования по каждому виду работ принимаем по одному. Буровые работы выполняются станком СБР-160. В зависимости от объема работ потребное количество составляет один станок.

Учитывая потребность района месторождения в угле и принятый комплекс горного оборудования производительность разреза, после ввода его в работу, остается практически постоянной на весь срок существования горного предприятия и составляет 100 тыс. т./год. Объемы вскрышных работ составляют 432000 м³. Балансовые запасы угля составляют 996,3 тыс. т.

Расчетный срок существования разреза с учетом производительности предприятия.

Z - запасы угля, т. т.

Zо - годовая производительность 996,3 тыс. т.

Таблица №10. Календарный план ведения горных работ

Показатель	Годы
	1	2	3	4	5	6	7	8	9	10
Всего, уголь (тыс. т)	100	100	100	100	100	100	100	100	100	100
Всего, вскрыша (тыс. м. куб)	43,2	43,2	43,2	43,2	43,2	43,2	43,2	43,2	43,2	43,2

Рис. 8. График календарного плана



3. Горно-механическая часть

3.1 Карьерный транспорт и подъем

Наиболее прогрессивным видом транспорта на открытых горных работах является автомобильный транспорт. Автомобильный транспорт, применяется на карьерах для перевозки полезных ископаемых и вскрышных пород, обладает высокой маневренностью и способностью преодолевать подъемы до 30-100?. В комплексе с автомобильным транспортом на 15-20? увеличивается производительность экскаватора по сравнению с применением железнодорожного транспорта.

Экономический эффект достигается за счет снижения эксплуатационных затрат на 1 машин/смену. Для решения задач, связанных с вопросами автотранспорта на участке транспортирования, производим тяговый расчет.

Карьерным транспортом выбираем КАМАЗ - 55111 грузоподъемностью 10 тонн.

Касательная сила тяги на ведущих колесах автосамосвала:

17577 Н,

где

N = 175 кВт - мощность двигателя;

V = 30км/час - скорость автосамосвала;

?п - К.П.Д передачи от вала к колесам - 0,93;

?к - К.П.Д. ведущих колес - 0,9

Касательная сила тяги автосамосвала реализуется при соблюдении условия - Fсц?Fк.

Сила сцепления:

Fсц = 1000•Pсц•?•Н,

где

Рсц - сцепной вес автосамосвала, приходится на движущиеся колеса

Рсц= 0,7хР = 0,7х112 = 78,4 кН,

где

Р = 112 кН - полный сцепной вес а/с КАМАЗ - 55111.

? - коэфф. сцепления колес с полотном дороги - 0,5

Fсц = 1000•78,4•0,5 = 39200 H

Таким образом, условие Fсц?Fк выполняется.

Касательную силу тяги проверяем по условию отсутствия буксования

W?Fсц

Суммарное сопротивление движению автосамосвала образуется из следующих величин:

W = Wo±Wi+ Wb+Wk,

где

Wo - основное сопротивление

Wo = wP = 60•112 = 6720 Н

w = 60 Н/кН - удельное основное сопротивление качанию на забойных и отвальных дорогах;

Wi - сопротивление от уклона:

Wi = 0,8•112 = 8,96 кН

Wв - сопротивление воздушной среды:

Wв = ?•F•?2 = 6•7,12•6,92 = 2034 Н,

где

? = 6 - коэфф. обтекаемости для КАМАЗ - 55111;

F = 7,12 м² - площадь лобового сопротивления.

Сопротивление на кривой:

25,2 Н

Тогда: W=17739,2 Н

Таким образом условие W?Fсц выполняется.

Для обеспечения движения автосамосвала в режиме тяги должны быть соблюдены условия:

Fk?w

Буксование отсутствует при W?Fк? Fсц

Оба эти условия выполняются при W? Fсц?Fcв

Определение скорости движения

29 км/ч.

= 14 км/ч.

Время движения груженого автосамосвала до отвала:

tгp:= 1,0/13 = 5 мин.

Время движения порожнего автосамосвала:

tпop= 1,0/27= 2,5 мин.

Определение длины тормозного пути:

а) при груженном транспорте (подъем):

8,5 м,

где

t = время реакции водителя, (0,4-0,7 мин);

Lа - длина автосамосвала К - 8,19 м.

? - коэфф. сцепления для неблагоприятных условий (0,02-0,03)

? - коэфф. инерции вращения масс - 0,08

wo - основное удельное сопротивление движению - 6,72 кН

При порожнем автотранспорте (спуск):

11,5 м.

Расход топлива

кг,

где

Qт.с. - удельная теплота сгорания дизтоплива - 41866 х 103 Дж/кг;

? - К.П.Д двигателя внутреннего сгорания - 0,8

А - работа транспортировки при выезде из карьера:



А = (qгр+qт )*(wо*L+H)q+qт*(Lв+Lmop) *wо*j = 7280,65кДж

при въезде в карьер:

А = qm*(wо*L+H) *q+qm*(Lв+Lmop) *wо*j = 3550,38 кДж,

L = 1 км - расстояние транспортировки;

Ltop - 0,8 км. - сумма расстояний торможения;

Н = 25 м. - высота подъема (спуска);

qrp= 12 т. - грузоподъемность КАМАЗ - 55111.;

qт= l 1,4 т. - масса автосамосвала;

тогда расход топлива на подъеме:

= 0,5 кг.

тогда расход топлива на спуске:

= 0,25 кг.

3.2 Осушение и водоотлив

Настоящим проектом предусматривается сохранение существующего способа осушения поля разреза с использованием насосной установки СНП-50/80.

Большую площадь месторождения занимают болота и озера. Эти поверхностные воды могут затруднять ведение горных работ, особенно находящееся рядом озеро Арыылаах.

Кроме поверхностных вод, на месторождении отмечены два горизонта межмерзлотных, слабонапорных вод, которые встречены в скважинах РК-31 и РК-38, соответственно на глубине 24,55 и 89,55 м, на горизонтах с абсолютными отметками 80,0 и 89,55 м.

Межмерзлотные воды приурочены к пластам угля, слабонапорные, и дебит их небольшой -0,8-1,0 м?/час. В связи с тем, что рельеф поверхности на участке месторождения имеет тенденцию к понижению, с целью предупреждения затопления разреза водами озера Арыылаах в настоящее время сооружена дамба, препятствующая возникновению аварийной ситуации. Дамба находится в пределах контура месторождения, поэтому, для обеспечения полноты извлечения запасов угля дамбу необходимо перенести. Необходимые объемы по формированию дамбы составляют при длине 300 м - 7500 м3. В таб. 1 представлены параметры защитной дамбы, а на рис. 1 - ее поперечное сечение.

Таблица №11. Параметры защитной дамбы

Высота, м	Длина, м	Площадь сечения, м2	Объем дамбы, м3	Объем ядра, м3	Объем зуба, м3
2,5	300	25	7500	4365	823,6

Проектом предусматривается сооружение защитной дамбы следующей конструкции:

а) тело дамбы земляное, из вскрышных пород, укладываемых послойно (0,5-0,7 м), с уплотнением грунта бульдозерами в теплый период года. Предусматривается устройство противофильтрационной завесы (ядра), выкладываемого в осенний период из связных грунтов или глинистых пород, имеющих до 30% включений;

б) заложение откосов: мокрого 1:3, сухого 1:2;

в) превышение гребня дамбы над горизонтом подтопа не менее 1,0 м;

Речные гидротехнические сооружения по капитальности разделяются на пять классов [15]. В данных условиях применяются плотины 111-1У классов. На водонепроницаемом основании возводятся следующие типы плотин: однородные, с пластичным или жёстким экраном, с ядром, с диафрагмой и из разнородных пород.



Рис. 9. Конструкция защитной дамбы

Однородные земляные плотины сооружаются из водонепроницаемых пород, добываемых в районе строительства: суглинков, лессов и тяжелых глин, насыщенных водой до нижней границы пластичности.

Плотины с экраном, ядром и диафрагмой применяются в случае, если тело плотин возводится из водопроницаемых пород (пески, супеси). Назначение экрана, ядра и диафрагмы - уменьшение фильтрации воды через тело плотины. Экраны применяются преимущественно из суглинка, смеси глины (до 40%) и песка, глинобетона, смесь глины (24%), песка (36%), гравия (40% по объему) и торфа.

Для защиты от промерзания, в случае необходимости, экран покрывается защитным слоем гравийно-песчаной смеси. Толщина пластичного экрана применяется не менее 0,8 м вверху, а внизу - не менее 0,1 Нсл (где Нсл - высота горизонта воды, м).

Земляные плотины из разнородных пород строятся при отсутствии нужного объема однородных пород. Водонепроницаемые породы в этом случае укладываются на верховой (напорной) стороне.

Расчет параметров дамбы. Исходные данные:

1. Ширина гребня дамбы В = 5,0 м.

2. Заложение откосов дамбы: мокрого 1:3, сухого 1:2.

3. Превышение гребня дамбы над горизонтом подтопа 1,0 м.

4. Высота дамбы Н = 4 м.

5. Коэффициент фильтрации грунтов, используемых для строительства дамб Кф = 4,0 м/сут.

Ширина основания дамбы:

Во = В + Н (сtgу + сtgu) = 5,0 + 4,0 (3,0 + 2,0) = 25,0 м,

где у, u - углы откосов дамбы.

Ширина основания дамбы, исходя из расчета на скольжение и опрокидывание:

((g * K)/(? * k)) * h = ((1000 * 10)/(1900 * 1,0)) * 3= 15,8

где: g - удельный вес воды, кг/м³;

hн - напор воды перед дамбой, м;

К - коэфф. безопасности на скольжение;

u - объемный вес материала, из которого выполняется дамба, кг/м;

g - коэфф. трения по основанию.

Как видно из расчета, В < Во, что позволяет судить об устойчивости дамбы.

Сечение дамбы, определенное расчетом, равно 62,5м?.

Оценка местной устойчивости откосов

Основываясь на многолетнем опыте строительства и эксплуатации грунтовых плотин при отработке россыпных месторождений с заложениями мокрого откоса 1:3 и сухого 1:2, проводим проверку опасности вымывания и сползания частиц грунта по откосу.

Условие равновесия в проекциях всех сил на линии откоса записывается следующим образом [18]:

Jr * sinQ1 + Jo * sinQ1 = (Jr * cosQ1 - Jo * sinQ1 * tg a)tg f,

откуда коэфф. внутреннего трения грунта:

tgf = ((Jr+Jo)sinQ1) / (Jr *cosQ1-Jo * sinQ1* tg a)= (Jr+Jo) / (Jr * ctgQ1-Jo * tg a)

В точке высачивания угол а = 0 и

tgf > ((Jr+Jo)/Jo) * tgQ1 ? 2tgQ1

или

tgQ1 ? ? tgf.

Вводя нормативные коэффициенты условий работы "m" и сочетания нагрузок "nс", получим:

tgQ1 ? ? tgf * nc/m.

горный карьер местороджение вскрышной

Для грунтовых плотин "m" и "nс" принимаем равным 1.

Q1 - угол наклона откоса плотины, град; f - угол внутреннего трения, град.

При m 1:3, Q1=18,4;

При m 1:2, Q1=26,6.

Угол внутреннего трения суглинисто-песчаных грунтов [18]: влажного -35-40°; сухого - 40-50°.

Для откоса m 1:3 условие:

tg18,4 < 1/2tg35 0,333 < 0,35 - выполняется.

Для откоса m 1:2 условие:

tg26,6 < 1/2tg45 0,5 = 0,5 - выполняется.

Расчет фильтрационной прочности тела плотины.

Расчет производим, исходя из наибольшего напора, действующего на плотину.

Необходимо выполнение условия:

Le,m < (1/Jr) * Lcm.m,

где

Lе,m - действующий средний градиент напора в расчетной области фильтpации - зоне высачивания;

Lст.m - критический средний градиент напора, принимаем таблично (суглинок - 4-:-1,5);

Jn - коэфф. надежности по ответственности сооружения по СНиП 2.06.01-86.

Для плотин III-IV класса Jn = 1,15-:-1,10

4-1< (1 / 1,15)*4,3 < 3,47, 1,15

т.е. фильтрационная прочность обеспечена.

Ожидаемый приток воды складывается из атмосферных осадков, ливневых и паводковых вод и незначительного притока межмерзлотных вод. Величина ожидаемого притока в разрез определяется из выражений:

Qmах.снег = (hср. * Fp * U) / (d * t), м?/час.

Qmах.лив. = (hсут. * Fр * U) / t, м?/час.

Где

hср - среднее количество осадков, выпадающих в зимний период, мм;

hсут. - количество осадков, выпадающих за сутки, мм;

Fр - площадь водосбора разреза, м²;

d - время снеготаяния, дней;

t - время, за которое необходимо откачать поступающую воду, час;

U - коэфф. внутрикарьерного стока, 0,5-0,7.

Распределение количества осадков, выпадающих по месяцам года за период наблюдения с 1953 по 1960 гг., в п. Нюрба представлено в табл. 2.

Таблица №12. Годовое распределение количества осадков

Месяцы	Количество осадков, мм
	Среднее	Минимальное	Максимальное
Январь	11,2	15,2	18,2
Февраль	8,8	5,1	14,1
Март	7,4	2,5	11,8
Апрель	7,2	2,0	20,4
Май	15,4	7,7	23,2
Июнь	4,4	4.4	36,9
Июль	41,2	0,0	83,4
Август	74.1	70,1	167,5
Сентябрь	26,4	12,8	82,0
Октябрь	27,8	16,8	34,4
Ноябрь	18,5	7,4	33,9
Декабрь	12,2	7.4	20,0
Среднегодовоe	254,6	141,4	545,8

Среднее количество осадков, выпадающих в зимний период (с учетом испарения) равно 119,5 мм. Максимальная сумма осадков за сутки, в районе месторождения достигает 52 мм. Время интенсивного снеготаяния 20 дней по 14 часа.

Qmаx.cнег = (0,119 * 124485 * 0,6) / (20 * 24) = 18,5 м?/час.

Qmах.лив. = (0,052 * 124485 * 0,6) / 24 = 161,8 м?/час.

Среднегодовой приток в разрез за счет атмосферных осадков подсчитывается по формуле:

Qосад. = (А * Fр * U)/N, м3/сут.



Где А - сумма осадков за год с учетом потерь на выстывание и испарения твердых осадков в период снеготаяния. Для района месторождения А - 254,6 мм.

N - число дней в году с положительной температурой (100-130), принимаем 115.

Qосад. = (0,2546 * 124485 * 0,6)/115 = 165,4, м3/сут. = 6,9 =7м?/час.

Расчет притока подземных вод выполняем по формуле Дюпюи при среднем коэффициенте фильтрации 0,089 м/сут.

Q = L * k (Н2 -h2)/R,

Где Q - расход, м?час;

L - длина фронта водозабора, м;

k - коэфф. фильтрации, м/сут;

Н - мощность водоносного горизонта, м;

h - высота выклинивания подземных вод;

R - радиус влияния со стороны рабочего борта, м:

R = 2SvkНн,

Нн - напор, м.

R = 25,3 м.

Q = 300 * 0,089 (152 -О2)/25,3 = 237,45 м?/сут = 9,89 = 9,9 м?/час.

Общий водоприток в разрез составит:

Qобщ. = 18,5+7+9,9 = 35,4 м?/час.

Для откачки воды (подземных и поверхностных вод) на предприятии имеется насосная установка. Дренаж воды из карьерного пространства производится путем сооружения кюветов и откачки воды из зумпфа, который формируется в пределах карьерного пространства. Из зумпфа вода откачивается на рельеф местности в районе защитной дамбы. Откачка производится передвижной насосной станцией СНП-50/80. Трубопровод сформирован в пределах карьерного пространства, с учетом того, что его местоположение не должно осложнять производство горных работ. Предельная длина трубопровода до 150 м. (расход воды до 140 л/с, напор до 25х10 Па, высота всасывания 4 м, диаметр напорного трубопровода 250 мм, насос 8М-9х2, привод - дизельный двигатель А-41Б).

Насос 8М-9х2, расход воды до 140 л/с, напор до 25х10 Па 4м, диаметр трубопровода 250 мм.

Привод - дизельный двигатель А-41Б

4-тактные 4-цилиндровые дизельные двигатели (дизели) жидкостного охлаждения с непосредственным впрыском топлива. Расположение цилиндров рядное, вертикальное. Имея различную регулировку топливного насоса, дизели сохраняют полную конструктивную преемственность. Дизели с индексом И имеют 2-клапанные индивидуальные головки, дизели без индекса И - блочные головки.

3.3 Проветривание карьера

Месторождение "Кировское" расположено на левом берегу реки Марха от 16 км от его устья, и граничит с ним на юге и юго-западе. Река имеет здесь ширину русла около 500 м. глубину до 3 м. Климат района резко континентальный. Продолжительность зимнего периода 6,5-7 месяцев. Морозы начинаются с 11 ноября и продолжаются до мая месяца. Летом бывают заморозки до -4⁰С. Лето холодное, прохладное, часто дождливое. Среднегодовая температура воздуха составляет -9,5⁰С. Самыми холодными месяцами являются декабрь и январь, -420С, а самым жарким - июль, +19⁰С. В отдельные дни в декабре-январе температура воздуха понижается до -60,1, -59,4⁰С, а в июле достигает +35,5⁰С.

Количество выпадающих осадков невелико 178,2 мм/год и распределение их по месяцам и временам года неравномерно. Наибольшее количество осадков приходится на летний период, наименьшее - на зимний. Снежный покров на открытых местах не превышает 0,4 м, в лесах - 0,6м.

Естественный обмен воздуха в карьере с атмосферой, в процессе которого происходит вынос вредных примесей из карьера и поступлении туда свежего воздуха, осуществляется под действием двух основных сил:

1) Термических, вследствие разности температур отдельных слоев воздуха;

2) Динамических, за счет ветра.

Разрез "Кировский" - неглубокий и расположен в районе с практически постоянными ветрами. Ветры обычно небольшой силы. Направление их непостоянное, преобладающим является юго-западный. Весной ветры юго-западные, со скоростью от 2 до 5 м/с. Летом преобладают северо-восточные и юго-западные, скорость их от 2 до 15 м/с.

Схемы проветриваний карьеров и выбор схемы проветривания

Процесс удаления из карьера естественными или искусственно создаваемыми воздушными потоками газообразных и пылевых вредностей, образующихся при ведении горных работ. Проветривание карьеров как область инженерной деятельности сформировалась в 60-х гг. 20 в. Различают естественное и искусственное проветривание карьеров.

Естественное проветривание карьеров осуществляется энергией ветра и термическими силами. Соответственно существуют ветровые и термические схемы проветривания карьеров, а также их комбинации. Ветровые схемы (прямоточные и рециркуляционные) реализуются при скорости ветра на поверхности vв = 1-2 м/с и более.

Рециркуляционная схема проветривания ветровой поток отклоняется в карьер и движется по подветренному борту, дну и наветренному борту. Скорость воздуха, минимальная на бортах и дне карьера, увеличивается с высотой, достигая значения скорости ветра vв на некоторой высоте над карьером. Направление движения воздуха в карьере совпадает с направлением ветра на поверхности. Вынос вредностей из карьера осуществляется от подветренного борта к наветренному. Схема характерна для неглубоких карьеров.

Конвективная схема проветривания ветровой поток отрывается от борта, образуя свободную струю, в пределах которой воздух движется от подветренного к наветренному борту. У последнего одна часть воздушных масс поворачивает в обратном направлении, образуя зону рециркуляции, вторая вдоль наветренного борта выходит на поверхность. Скорость ветра в карьере с высотой вначале уменьшается, достигая нуля на линии раздела воздушных потоков, затем возрастает. Наличие рециркуляции воздуха способствует накоплению вредностей в карьере; их вынос осуществляется лишь через верхнюю часть свободной струи. Схема характерна для глубоких карьеров. При переменном угле наклона бортов карьера возможна прямоточно-рециркуляционная ветровая схема. Термические схемы проветривания карьеров реализуются при скорости ветра на поверхности менее 1-2 м/с. Конвективная схема имеет место при прогретых бортах карьера.

Скорость восходящих конвективных потоков вдоль бортов увеличивается с высотой и у верхней бровки карьера может составлять 1-1,5 м/с. Вынос вредностей осуществляется вдоль бортов. Инверсионная схема проветривания карьеров возникает при охлаждении бортов карьера. Прилегающие к бортам более холодные массы воздуха опускаются вниз, заполняя придонную часть и вытесняя теплый воздух вверх (рис. 4). Скорость воздуха у бортов не превышает 1 м/с; под уровнем инверсии движение воздуха практически отсутствует, что приводит к скоплению вредностей и может вызвать остановку работ.

Искусственное проветривание карьеров (вентиляция карьера) применяется для создания таких атмосферных условий в карьере, которые необходимы для нормального ведения работ, когда естественное проветривание карьеров этого не обеспечивает. Способы искусственного проветривания карьеров: интенсификация естественного проветривания, местная и обще обменная вентиляция карьера. Интенсификация естественного проветривания карьеров, которая возможна при достаточно высоких скоростях ветра на поверхности, осуществляется: расположением длинной оси карьера по направлению господствующего ветра, т.е. с учётом розы ветров; уменьшением углов откоса бортов карьера и отношения его глубины к ширине; устройством на поверхности сооружений, турбулизирующих ветровой поток и увеличивающих скорость ветра на подходе к карьеру; некоторыми др. способами. Местная вентиляция применяется при загрязнении небольших объемов внутрикарьерного пространства (экскаваторные забои, перегрузочные пункты, места взрывных работ и др.). Для ее обеспечения используют вентиляторы с трубопроводами, специальные карьерные вентиляторные установки. Обще обменная вентиляция применяется при больших зонах загрязнения в карьере или при загрязнении карьера в целом. Для ее осуществления используют мощные вентиляционные установки на базе авиац. техники (АИ-20-КВ, НК-12-КВ, УВУ-1), а также тепловые установки (УТ-ЛФИ-2, УКПК-1). Обще обменная вентиляция карьера требует больших затрат энергии.

Уменьшение общего загрязнения атмосферы карьеров обеспечивается: подавлением вредностей в источниках их образования (орошением, поливкой автодорог пылесвязывающими растворами, очисткой выхлопных газов автомашин и др.); применением способов и средств ведения работ с минимальным загрязнением атмосферы; включением вентиляционных установок до наступления штилевого или инверсионного состояния атмосферы. В зависимости от объемов зон загрязнения и геометрии карьера используется одиночная (небольшие зоны загрязнения), параллельная (широкие зоны загрязнения, округлые карьеры); последовательная (узкие протяженные зоны загрязнения, вытянутые в плане карьеры) и комбинированная работа вентиляционных установок.

Проектирование проветривание карьера состоит в оценке природных условий в районе заложения карьера и эффективности (в т.ч. экономической) применения вентиляции, выборе технологических основ горных работ по фактору вентиляции и способов интенсификации естественного проветривание карьеров, определении параметров естественного проветривании карьера, количества и содержания вредностей в атмосфере карьера, периодов и масштабов использования средств вентиляции, расхода воздуха для вентиляции карьера, выборе типа и количества вентиляционных установок, мест их расположения, схем вентиляции. Из выше перечисленных схем проветриваний карьеров выбираем прямоточн...