Размещено на http://allbest.ru

Размещено на http://allbest.ru

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ

РЕСПУБЛИКИ КАЗАХСТАН

Рудненский индустриальный институт

Кафедра Металлургии и горного дела

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ ЗАПИСКА

к курсовому проекту

по дисциплине «Технология открытых горных работ»

Тема: Технология разработки месторождения полезных ископаемых

Студент группы ГД-19во/д.

Первухин Сергей Александрович

Ст. преподаватель

Фионин Е.А.

Рудный 2021

Содержание

Задание на курсовой проект

Геологический разрез месторождения

1. Геологическая и гидрогеологическая характеристика месторождения

2. Границы карьера

3. Структура комплексной механизации

4. Система разработки

5. Производительность карьера

6. Вскрытие карьерного поля

7. Строительство карьера

8. Подготовка новых уступов

9. Отвалообразование

Список литературы

Рудненский индустриальный институт

Факультет горно-металлургический

Кафедра МиГД

Специальность Горное дело

УТВЕРЖДАЮ:

Зав. кафедрой _____________

«__» 2021 г.

ЗАДАНИЕ

на курсовое проектирование по дисциплине

«Технология открытых горных работ».

Специализация ОРМПИ

Студент группы ГД-19во/д.

Фамилия И. О.: Первухин Сергей Александрович.

Руководитель проекта - ст. преподаватель Фионин Е.А.

1. Тема проекта - Обоснование технологии разработки Джетыгаринского месторождения асбестовых руд.

2. Исходные данные к курсовому проекту: геологический разрез № 31 Н_к = 500 м, скорость понижения горных работ h_г = 11 м/г, другие материалы в соответствии с методическими указаниями к курсовому проектированию.

3. Содержание расчетно-пояснительной записки (перечень подлежащих разработке вопросов) - обоснование углов наклона конечных бортов карьера при заданной глубине карьера, подсчет запасов полезного ископаемого и объемов вскрыши, определение производительности карьера при заданной скорости понижения горных работ, обоснование схемы вскрытия карьера, определение положение горных работ к моменту окончания строительства карьера, расчет объемов горно-строительных работ.

4. Перечень графического материала - два чертежа формата А1:

Границы карьера, объемы горной массы, вскрыши, полезного ископаемого, коэффициент вскрыши; схемы берм, схемы траншей.

План горных работ на конец отработки или на конец строительства карьера.

Рекомендуемая литература приведена в методических указаниях

Дата выдачи задания - 10 сентября 2021 года

Срок сдачи законченного проекта - 10 декабря 2021 года.

Дата защиты проекта -____________2021 года

Оценка проекта _____________ Руководитель проекта__________

Н - отметки дна карьера; Н_к - конечная глубина карьера; , - соответственно предельный по устойчивости углы наклона бортов карьера по рыхлым и скальным породам;, - соответственно конструктивный углы наклона бортов карьера по рыхлым и скальным породам; V - объем вскрыши в границах карьера; Р - объем полезного ископаемого в границах карьера; - полезное ископаемое.

Рисунок 1 - Геологический разрез Джетыгаринского месторождения с границами карьера

1. Горно-геологическая характеристика месторождения

1.1 Общие сведения о районе месторождения

Джетыгаринское месторождение расположено в Житикаринском районе Костанайской области Республики Казахстан, в 5-6 км юго-восточнее города Житикара.

Район месторождения представляет собой слабо всхолмленную равнину с отдельными изолированными возвышенностями, абсолютные отметки которых не превышают 300 м.

Климат района резко континентальный с продолжительной суровой зимой и жарким, засушливым летом. Максимальные температуры отмечают в июле (до +40^оС), минимальные в январе до (- 44^оС). Среднегодовое количество осадков до 250 мм, максимум их приходится на летние месяцы. Преобладающее направление ветров южное и юго-западное. Гигрографическая сеть в районе развита слабо. Основной водной артерией района является р. Тобол с притоками Желкуар и Берсуат. В районе имеется множество озер.

В хозяйственном отношении район является аграрно-промышленным, главное значение имеет горно-добывающая промышленность. Город Житикара связан с железнодорожной станцией Тобол Казахской железной дороги веткой, длиной 100 км, параллельно которой проходит асфальтированная автомобильная дорога.

Энергоснабжение района осуществляется от энергосистемы «Уралэнерго» по двум ВЛ-110 кВ, которые запитаны от Троицкой ГРЭС. Бытовое и техническое водоснабжение производится от водохранилища на р. Желкуар емкостью 33,5 м³ с полезной водоотдачей 0,22 м³/сек.

месторождение карьер порода скальный буровзрывной

1.2 Геологическое строение месторождения

Джетыгаринское месторождение хризотил-асбеста располагается в пределах одноименного массива ультраосновных пород, который приурочен к Аккаргинско-Джетыгаринскому региональному глубинному разлому и вытянут в меридиональном направлении более чем на 18 км при средней ширине 3 км и максимальной (в центральной части) до 6 км. Массив залегает среди метаморфических пород алексеевской свиты нижнепалеозойского возраста.

Ультраосновные породы массива прорваны гранитоидами Джетыгаринско-Милютинского батолита, сложенного кварцевыми диоритами, гранодиоритами, плагиогранитами. Жильные породы батолита представлены дайками диорит-порфиритов, плагиогранит-порфиров, диабазовых порфиритов. Эти дайки часто пересекают ультраосновные породы Джетыгаринского массива. На рисунке 1.1 отображена геологическая карта месторождения.

Джетыгаринский массив разделен интрузивами гранитоидов на 3 части: южную, центральную и северную. Южная часть массива наиболее крупная по размерам (8х3 км), на востоке и западе контактирует с породами алексеевской свиты, а на юге и севере с гранитоидами. Центральная часть (3,3х1,2 км) со всех сторон, исключая узкую перемычку талькитов участка Ближнего, окружена гранитоидами. Северная часть массива прослежена по простиранию на 8 км при ширине 1-1,5 км. Почти полностью окружена гранитоидами и рассекается их многочисленными дайками.

Джетыгаринский массив отличается от всех других аналогичных массивов региона наличием «ядер» слабо серпентинизированных ультраосновных пород. В его строении резко преобладают перидотиты (гарцбургиты, редко лерцолиты) и апоперидотитовые лизардитовые и хризотил-лизардитовые серпентиниты. Дуниты и аподунитовые серпентиниты имеют подчиненное распространение и только в южной, наиболее крупной части, ими сложены довольно обширные полосы субмеридионального простирания длиной до 2,7 км при ширине около 0,3 км.

В южной части массива выделяются Большое (6х1 км) и Малое (2х0,5 км) и многочисленные мелкие перидотитовые «ядра». Ширина серпентинитовых кайм вокруг ядер весьма непостоянна (50-300 м, редко до 1,5 км). Перидотитовое ядро сохранилось и в центральной части массива, северная его часть серпентизирована нацело. Вдоль разрывных нарушений, приконтактовых частях массива и в контактовых зонах даек кислого состава серпентиниты часто оталькованы (до талькитов на участке Ближний).

Главной особенностью внутреннего строения Джетыгаринского месторождения является его неполная серпентинизация с наличием крупных ядер слабо серпентизированных перидотитов, заключенных в серпентинизированном меланже (тектонической брекчии) перидотитов. Асбестовые залежи располагаются в экзоконтактах крупных перидотитовых ядер, в их серпентизировых каймах.

В Джетыгаринском выделено три асбестоносных поля: Главное, Западное и Северное.

Главное асбестоносное поле охватывает залежи, расположенные вокруг Малого перидотитового ядра Южной части массива (Основную, Восточную и Западную). С запада на восток оно ограничено крупными субмеридиональными разрывными нарушениями, а внутри его установлены два параллельных диагональных разрыва северо-западного простирания. Одним из этих разрывов Восточная залежь отделена от Основной. Западное асбестоносное поле включает асбестовые залежи, которые окаймляют Большое перидотитовое ядро (Лидинскую, Промежуточную, Отдельную, Малую, Новую). Северное асбестоносное поле находится в Центральной части массива и включает единственную, вторую по величине на месторождении залежь Гейслеровскую.

Большая часть запасов месторождения (80 %) сосредоточена в Основной асбестовой залежи. Она приурочена к восточному контакту Малого перидотитового ядра и протягивается в виде широкой (300-400 м) дуги протяженностью 3900 м. Залежь имеет пластообразную форму и падает согласно с контактом ядра на восток, располагаясь в его эндо- и экзоконтактах. С глубиной мощность залежи заметно уменьшается и возрастает угол ее падения (от 45-65^о до 70-80^о). С востока залежь ограничивается Восточной зоной разломов, с которой связаны дайки среднего и кислого состава.

В залежи имеется несколько локальных пережимов. Эти пережимы, а также резкое выклинивание залежи в южном направлении обусловлены дайками и штоками диорит-порфиритов и гранодиорит-порфиров. Дайки и штоки вызвали перекристаллизацию и частичное уничтожение асбестоносных серпентинитов и асбестовых руд.

На месторождении выделены шесть типов асбестоносности. Одиночные жилы хризотил-асбеста имеют мощность 5-20 мм, редко 25-30 мм. Залегают в серпентизированных перидотитах и окаймляются оторочками массивного плотного темно-зеленого серпентинита. Мощность оторочек зависит от мощности жил и меняется от 2-3 до нескольких десятков см.

Сложные жилы представлены сериями жил хризотил-асбеста, ориентированных параллельно друг другу, которые залегают среди серпентинитов и серпентизированных гарцбургитов. Мощность серий от 10-20 до 50 см, количество жил в серии 20-50, мощность жил в сериях 2-15 мм. Краевые жилы имеют небольшую мощность. Расстояние между сериями жил 10-20 см и больше. Количество просечек серпентина и магнетита в жилах незначительное, длина волокна часто соответствует мощности жил.

Крупная сетка состоит из крупных разноориентированных простых жил хризотил-асбеста, залегающих в серпентинитах с ядрами серпентизированных перидотитов. Мощность жил и волокна от 2 до 20-25 мм. Размеры ячеек между жилами хризотил-асбеста изменяется от 10х10 до 50-90 см. Просечки магнетита встречаются редко.

Мелкая сетка по морфологии жилкования аналогична крупной и отличается от нее лишь меньшей мощностью жил хризотил-асбеста (до 7 мм) и меньшим размером ячеек безрудных вмещающих пород (меньше 12х12 см), заключенных между жилами. Просечки магнетита редки.

Мелкопрожил сходен с типом сложных жил и отличается от него меньшей мощностью жил хризотил-асбеста (обычно 1-3 мм), причем мощности жил в серии почти одинаковы.

Просечки - непромышленный тип асбестоносности, образованный одиночными маломощными жилками. Они объединяются в три морфологические разновидности: 1) единичные просечки; 2) просечки в форме пучков, ориентированных в одном направлении; 3) просечки сетчатого типа. Наиболее распространена первая разновидность.

Все описанные типы асбестоносности представлены поперечно-волокнистым хризотил-асбестом. Подчиненно встречаются жилы косо и продольно-волокнистого хризотил-асбеста.

На Основной залежи наблюдается обычная для месторождений хризотил-асбеста зональность рудоносных пород: степень серпентинизации увеличивается от перидотитового ядра к периферии массива. От лежачего бока залежи к висячему выделяются: серпентизированные перидотиты и дуниты, серпентиниты с мелкими ядрами перидотитов или дунитов, составляющими 5-60 % объема породы, серпентиниты.

Оруденелые серпентинизированные перидотиты (подчиненно дуниты), составляющие не более 5 % объема всей залежи, протягиваются вдоль ее лежачего бока полосой мощностью 5-90 м. Асбестовая минерализация представлена одиночными жилами и просечками. Серпентинизированные дуниты, в отличие от перидотитов, слабо асбестоносны, в них отмечены лишь просечки асбеста.

Зона серпентинитов с ядрами перидотитов (редко дунитов) составляет значительную (25 %) часть залежи и располагается восточнее полосы серпентинизированных ультраосновных пород. С этой полосой связаны наиболее богатые асбестовые руды - крупная сетка и сложные жилы.

Зона полной серпентинизации является самой мощной и занимает до 70 % объема залежи. Она слагает восточную и частично осевую ее части. С этой полосой связана асбестоносность типа мелкой сетки и просечек.

В таблице 1.1 приведено распределение асбеста по типам асбестоносности Основной залежи.

В размещении асбестовых залежей и рудных тел важную роль играет петрографический состав ультраосновных пород. Промышленная асбестоносность тяготеет, главным образом, к перидотитам, дуниты же отличаются более низкими содержаниями асбеста или вообще не асбестоносны.

Таблица 1.1

Распределение асбеста по типам асбестоносности Основной залежи

Вмещающие породы	Тип асбестоносности	Ср. содерж. I-VI сортов, %	Ср. содерж. высоких (I-III) сортов, %	%, от общих запасов
Серпентинизированные перидотиты и дуниты	Одиночные жилы	2,27	0,17	5,2
Серпентиниты с ядрами перидотитов	Сложные жилы Крупная сетка	5,93 5,52	0,14 0,38	27,2 22,6
Серпентиниты	Мелкая сетка Мелкопрожил Просечки	2,71 3,24 0,40	0,2 --- ---	24,1 20,9 ---

1.3 Гидрогеологические условия месторождения

На месторождении имеется один горизонт подземных вод, расположенный в верхней трещиноватой зоне массива ультраосновных пород. Уровень подземных вод залегает на глубинах 18-28 м зависимости от рельефа местности, составляя в среднем 20 м. В процессе углубления и расширения карьера уровень подземных вод понизился до глубины 120 м и снижается по мере приближения к чаще карьера за счет депрессионной воронки. Мощность горизонта подземных вод составляет 40-60 м. Ниже этих глубин подземные воды тяготеют к субвертикальным зонам трещиноватости разрывных тектонических нарушений.

Коэффициент фильтрации, определенный в процессе многочисленных опытных гидрогеологических работ, меняется в пределах 0,01-0,35 м/сутки. Трещинные воды со свободной поверхностью, безнапорные.

Питание подземных вод месторождения осуществляется за счет атмосферных осадков. Областями их разгрузки являются река Шортанды и карьер. По гидрохимическому составу воды гидрокарбонатно-кальциево-магниевые и хлоридно-сульфатоно-натриевые, минерализация составляет менее 1 г/литр.

Проведенный расчет прогнозных водопритоков в карьер за счет подземных вод и атмосферных осадков в период весеннего снеготаяния показал значение 12,5 тыс.м³/сутки. Фактически же водоприток в карьере по данным водоотлива не превысил 4 тыс.м³/сутки (158 м³/час). Среднегодовой водоприток за 1965-1998 гг. составил 1,6 тыс.м³/сутки, что оказалось в семь раз ниже прогнозных величин. Месторождение имеет благоприятные гидрогеологические условия.

Получаемые за счет осушения карьера промышленные стоки сбрасываются в накопитель-испаритель, расположенный в 0,9 км к западу от борта карьера, где они частично испаряются и фильтруются. Анализы воды накопителя показывают содержание в них нитритного азота 0,1-0,3 мг/л, азота амонитного в водосборнике на дне карьера достигает 1,3 мг/л. Жесткость воды составляет 1,2 мг экв/л. По качеству эти воды мало отличаются от речной воды.

1.4 Инженерно-геологические условия месторождения

Рудовмещающими для месторождения являются, главным образом, ультраосновные породы. По физико-механическим свойствам вмещающие породы и руды относятся к скальным породам с коэффициентом крепости по шкале М.М. Протодьяконова равным 8-10 для серпентинитов и 12-14 для порфиритов. Другие физико-механические свойства горных пород приведены в таблице 1.2.

Таблица 1.2 - Физико-механические свойства горных пород

Породы	Горизонт, м	Объемная масса, т/м3	Сцепление, МПа	Угол внутреннего трения, град
Перидотиты	0-60 60-150 150-550	2,54 2,5 2,5	17,4 23,6 23,6	35 35 35
Серпентиниты	0-60 60-150 150-550	2,5 2,54 2,54	18,2 20,2 40,6	35 35 35

2. Проектные границы карьера.

2.1 Обоснование углов погашения бортов карьера

При обосновании углов наклона бортов карьера необходимо обеспечить их длительную устойчивость. Это требование соблюдается, если угол наклона борта не будет превышать предельного по устойчивости значения. Джетыгаринское месторождение сложено комплексом рыхлых - покрывающих и скальных - вмещающих пород. В соответствии с типом пород, приведенном в геологическом описании месторождения в [1] приведены рекомендуемые значения устойчивых углов наклона откосов, уступов и бортов карьера:

- для комплекса рыхлых покрывающих пород устойчивый угол наклона уступа = 35, угол наклона борта = 28

- для комплекса скальных вмещающих пород угол наклона откоса уступа = 55, угол наклона борта карьера = 41.

Необходимый угол наклона борта обеспечивается за счет оставления на нем предохранительных берм заданной ширины, то есть обеспечивающих нужный угол наклона борта карьера.

Кроме того, ширина бермы должна обеспечивать улавливание кусков породы, отделившихся от откосов уступов и возможность ее механизированной очистки. Все требования к ширине предохранительной бермы b_п, м, выражаются в виде системы неравенств

b_п ? H_у (ctg () - ctg(б)), (2.1)

b_п ? H_у, (2.2)

b_п ? 5 м, (2.3)

где H_у - высота уступа, м

, б - соответственно предельные по устойчивости углы наклона борта карьера и откоса уступа, град.

Для выполнения расчетов необходимо знать значение высоты уступа. В разделе 5 дано обоснование выбора технологической схемы, системы разработки и параметров системы разработки. Из материалов раздела следует, что высота уступа по рыхлым породам равна 13 м, по скальным 15 м. В соответствии с высотой уступов значение ширины берм будут равны:

- для рыхлых пород:

b_п.р ? 13 (ctg (28є) - ctg(35є)) = 8,1 м,

b_п.р ? 13 = 4.3 м,

b_п.р ? 5 м;

- для скальных пород:

b_п.с ? 15 (ctg (41є) - ctg(55є)) = 7,2 м,

b_п.с ? 15 = 5 м,

b_п.с ? 5 м.

В дальнейших расчетах используются максимальные значения ширины берм. Для рыхлых пород b_п.р> 8,1 м, для скальных b_п.с > 7,2 м.

Постоянный борт карьера используется для размещения на нем транспортных коммуникаций - автомобильных дорог, железнодорожных путей. Такой борт называется конструктивным. Значение его угла наклона , градус, определяется по формуле

, (2.4)

где - высота i-го уступа, м;

- угол откоса i-го уступа, град;

- ширина j-ой предохранительной бермы, м;

- ширина j-ой транспортной бермы, м;

- ширина j-го съезда, м;

- число уступов, ед.;

- число предохранительных берм, ед.;

- число транспортных берм, ед.;

- число съездов, ед.

Для определения угла наклона конструктивного борта необходимо установить значение ширины автомобильного и железнодорожного съездов, транспортных берм, а также число съездов на поперечном разрезе борта. Для расчета параметров автомобильного съезда необходимо принять модель автомобиля. В проекте принят автомобиль БалАЗ 75131. Грузоподъемность 110т, ширина базы автомобиля 6,1 м. В соответствии с [1] ширина проезжей части автомобильной дороги равна 16,7 м для дороги III-к внутри карьера. Категория дороги III-к принята поскольку по съездам на постоянном борту автомобили опускаются в рабочую зону карьера и выезжают из карьера. Транспортирование горной массы по нему не осуществляется. Ширина обочины по [2] равна 1,5м. На рисунке 2.1 показана схема автомобильной транспортной бермы и съезда.

Ниже приведены значения параметров элементов автомобильной транспортной бермы:

C₁ - закюветная полка или обрез ( расстояние от нижней бровки уступа до кювета. Этот параметр зависит от физико-механических свойств пород вышележащего уступа и служит для сбора осыпей. Минимальное значение равно 0,5 м, максимальное - 2,5 м. Принимаем C₁ = 2,5м.

C₂ - ширина кювета или лотка. Этот параметр Значение этого параметра равно 2 м.

Ширина автомобильной транспортной бермы В_т.а, м, определяется принимается с учетом гидравлического расчета на пропуск максимально возможного притока воды. Максимальное значение 2,5 м. Принимаем C₂ = 1м.

C₃ - ширина обочины дороги. Этот параметр принимается с учетом категории дороги и расположения объектов у дороги. Принимаем C₃ = 1,5 м.

C₄ - ширина проезжей части дороги. Этот параметр принимается в зависимости от ряда факторов: числа полос движения, габаритов автомобилей, категории дороги. Принимаем C₄ = 16,7 м.

Рисунок 2.1 - Схема автомобильной транспортной бермы

C₅ - ширина предохранительного валика. Ширина рассчитывается из значения высоты валика. При угле естественного откоса насыпи валика, равным 45є получается значение C₅ = 2 м. На постоянных бортах карьера допускается размещение предохранительного валика на призме возможного обрушения, но при этом внутренняя бровка вала должна быть вне призмы обрушения.

C₆ - призма возможного обрушения откоса уступа. по формуле

В_т.а = С₁ + С₂ + 2С₃ + С₄ + С₆, (2.5)

В_т.а = 2,5 + 1 + 3 + 16,7 + 2 = 25,2 м.

Кроме автомобильных съездов на бортах карьера размещаются железнодорожные съезды и бермы. Используются двухпутные съезды, обладающие высокой пропускной способностью. На рисунке 2.2 приведена схема такой бермы.

Рисунок 2.2 - Схема железнодорожной транспортной бермы

Ниже приведены элементы железнодорожной транспортной бермы и значения их параметров:

С₁ и С₂ - эти элементы и значения их ширины аналогичны элементам автомобильной транспортной берме.

С₃ - расстояние от кювета до оси опоры контактного провода. Этот параметр зависит от ширины основания опоры. Ширина основания используемых опор равна от 0,4 до 0,8 м. Расстояние от основания опоры до кювета равно 1 м. Тогда расстояние от кювета до оси опоры будет равно 1,2 - 1,4 м. Принимаем С₃ = 1,3 м.

С₄ - расстояние от оси опоры контактного провода до оси железнодорожного пути. Значение этого расстояния зависит от конструкции опоры и подвески провода. При центральной подвеске среднее значение этого расстояния принимается равным 3,1 м.

С₅ - расстояние между осями железнодорожных путей. Этот параметр зависит от условий размещения железнодорожных путей, скорости движения поездов, необходимости размещения в междупутном пространстве светофоров и их вида. Для условий карьера принимается значение равное 5,1 м, а при размещении в междупутном пространстве светофоров принимается равным 5,6 м. Принимаем С₅ = 5,6 м.;

С₆ - расстояние от оси опоры контактного провода до призмы возможного обрушения. Значение этого параметра аналогично определению параметров элемента С_3. Принимаем С₆ = 1,3 м.;

С₇ - ширина предохранительного вала. После укладки путей предохранительный вал служит лишь для обозначения зоны расположения призмы возможного обрушения, опасной для персонала, обслуживающего пути и энергетические коммуникации. Ширина этого элемента принимается равной 2 м.

C₈ - призма возможного обрушения откоса уступа. Значение этого параметра равно 2 м.

Ширина железнодорожной транспортной бермы В_т.ж, м, определяется по формуле

В_т.ж = C₁ + C₂ +C₃ + 2C₄ + C₅ + C₆ + C₈, (2.6)

В_т.ж = 2,5 + 1 + 1,3 + 6,2 + 5,6 + 1,3 + 2 =19,9 м

Принимаем В_т.ж = 20 м.

На следующем этапе была разработана предварительная схема вскрытия карьерного поля. После выполнения трассирования было подсчитано число транспортных и предохранительных берм по участкам борта карьера. Затем по формуле (2.4) было определено значение конструктивного угла наклона борта карьера для различных участков.

Для комплекса рыхлых пород мощностью 26 м при трассировании системы съездов получены на разрезах: по одному железнодорожному съезду, остальные бермы предохранительные. Расчеты по формуле (2.4) позволили получить значение конструктивного угла наклона борта по рыхлым породам в_к.р = 25є.

Для комплекса вмещающих скальных пород был выделен комплекс высотой 150 м, проведено трассирование и получено на разрезе: по одному автомобильному съезду и по четыре железнодорожных съезда, остальные бермы предохранительные. Расчеты по формуле (2.4) позволили получить значение конструктивного угла наклона борта по скальным породам в_к.с = 36є.

2.2 Размеры карьерного поля

Конечная глубина карьера позволяет определить размеры карьера в плане. При определении конечной глубины карьера ширина дна карьера принималась минимальной ширины равной Ш_д = 20 м по материалам раздела [5]. Величина простирания залежи в соответствии с геологическим описанием принята - 2000 м. На рисунке 2.3 отображен разрез месторождения с границами карьера.

При определении длины карьера на поверхности земли принято допущение, что торцовые части карьера отстраиваются от концов залежи. В этом случае ширина карьера по верху будет определяться по формуле

, (2.9).

Н - отметки дна карьера; Н_к - конечная глубина карьера; , - соответственно предельный по устойчивости углы наклона бортов карьера по рыхлым и скальным породам;, - соответственно конструктивный углы наклона бортов карьера по рыхлым и скальным породам; V - объем вскрыши в границах карьера; Р - объем полезного ископаемого в границах карьера; - полезное ископаемое.

Рисунок 2.3 - Геологический разрез Джетыгаринского месторождения с границами карьера

Размещено на http://allbest.ru

где Ш_д - ширина дна карьера, м;

H_р - мощность рыхлых пород, м;

H_с - мощность скальных вмещающих пород, м;

, - соответственно угол наклона конструктивного борта карьера по рыхлим и скальным породам, град.

При Ш_д = 20 м, H_{р .}= 26 м, H_{с .}= 474 м, = 25^є, _.= 36^є получено значение Ш_к = 1400 м.

Длина карьера по поверхности , м, определяется по формуле

, (2.10)

где L_п - длина простирания залежи, м.

При L_п = 2000 м получено значение L_к = 3380 м.

Площадь карьера на поверхности S_к, м², определяется по формуле

, (2.11)

При L_к = 3380 м, Ш_к = 1400 м значение S_к = 4732000 м² = 4,7 км².

Расчет объемов горной массы, вскрыши, запасов полезного ископаемого и среднего коэффициента вскрыши может выполняться путем выполнения измерений на разрезе планиметром и дальнейшей обработкой результатов измерений или в процессе составления цифровой модели месторождения для выполнения горно-геометрического анализа карьерного поля. По результатам измерений устанавливается значение этих параметров и определяется производственная мощность предприятия.

= 496,16 млн. м³ = 1240,4 млн. т; = 345,82 млн. м³ = 864,55 млн. т, К_ср = 0,7 м³/м³.

3. Структура комплексной механизации

3.1 Выбор комплексов оборудования

Подготовка скальных и мерзлых рыхлых пород к выемке осуществляется буровзрывным способом. Для бурения скважин используются станки СБШ-250МНА-32.

Отработка рыхлых и скальных пород целесообразно отрабатывать механическими лопатами типа ЭКГ-10и. Погрузка горной массы производится на уровне расположения выемочного оборудования. Транспортирование горной массы осуществляется комбинированным транспортом - технологическими автомобилями БелАЗ-7519 грузоподъемностью 110 т, до перегрузочных пунктов, и тяговыми агрегатами ПЭ-2М с думпкарами ВС-105, грузоподъемностью 105 т, от внутрикарьерных складов и забоев на рабочих уступах.

Отвалообразование внешнее с использованием экскаваторов ЭКГ-10и.

Технологическая схема для отработки вскрышных пород согласно классификации - экскаваторно транспортно отвальная. Для полезного ископаемого - экскваторно транспортно разгрузочная.

Структура технологических звеньев при подготовке пород к выемке, выемке и транспортировании - параллельная.

Технология отработки парод валовая. При погрузке пород в районах контактов залежи, для снижения потерь и разубоживания полезного ископаемого применяется простая и сложная селективная выемка.

Формирование постоянных бортов карьера выполняется с использованием технологии заоткоски.

3.2 Расчет производительности выемочного оборудования

Отработка горной массы при продольной системе разработки осуществляется продольными заходками нормальной ширины.

Ширина нормальной заходки при погрузке рыхлой, полускальной и скальной взорванной горной породы А_н, м, расcчитывается по формуле

А_н = ( 1,5-1,7 ) R _ч.у. ( 3.1 )

где R _ч.у - радиус черпания на уровне установки экскаватора, м.

Для ЭКГ-10и, R _ч.у = 12,6 м.

А_н = 1,6 · 12,6 = 21 м ,

где г - объемный вес породы, (руда: г = 3,6 т/м³; скальные породы: г = 2,6 т/м³; полускальные породы: г = 1,9 т/м³), т/м³;

g - ускорение свободного падения, ( g = 9,81 м/с²), м/с²;

б_сдв - напряжение сдвига, (руда F_сдв. = 15,1 Мпа; Скальные породы: б_сдв = 26,5 Мпа; Полускальные породы: б_сдв = 7,6 Мпа ) Мпа;

d _ср - средний размер кусков в развале, м (Для руды (ЭКГ 10и): d _ср = 0,36 м);

К_р - коэффициент разрыхления, ед.

Время рабочего цикла экскаватора t_ц , сек, определяется по формуле

Т_ц = t _ч + t _п + t_р , ( 3.2 )

где t _ч - фактическая продолжительность черпания,

, (3.3)

d_ср - средний размер куска взорванной породы в развале, (d_ср = 0,30 - для руды; d_ср = 0,3 м - для рыхлых пород, d_ср = 0,36 - для скальных пород;),м;

Е - емкость ковша экскаватора, (Е = 10 м³).

Для руды t _ч = 8,6 с, для рыхлых пород t _ч = 7,5 с, для скальных пород t _ч = 9,1 с.

t_п - продолжительность поворота, сек

, (3.4)

где t_пр.п - паспортная продолжительность операции поворота экскаватора, (t_пр.п = 20 с, для экскаваторов с емкостью ковша 8 м³);

В, В_п - действительный и паспортный угол поворота, (B = 102?, В_п = 90? ), град.

Для руды t_п = 22,7 с, для скальных пород t_п = 24,9 с, для рыхлых t_п = 21,5 с;

t_р - продолжительность разгрузки ковша экскаватора в транспортное средство. Принимается: t_р = 2 с.

Для руды (ЭКГ - 10и) : Т_ц = 8,6 + 22,7 + 2,5 = 34 с.

Для скальных пород: Т_ц = 9.1 + 24.6 + 3 = 37 с.

Для рыхлых пород: Т_ц = 7,5 + 21,5 + 2,5 = 32 с.

Паспортная производительность одной выемочной машины , м³/ч, определяется по формуле

, (3.5)

где - объем ковша выемочного оборудования, м³;

- продолжительность рабочего цикла выемочного оборудования, с.

Для Е = 10 м³, среднего значения Т_ц = 35 с получено Q_п = 823 м³/ч.

Техническая производительность выемочной машины , м³/ч, определяется по формуле

, (3.6)

где - коэффициент влияния экскавируемости горных пород на производительность выемочного оборудования, ед.;

- коэффициент влияния технологии выемки, ед.

Для данной модели выемочного оборудования значение среднего куска взорванной горной массы в развале = 0,33 м, и значение коэффициента влияния технологии выемки = 0,9.

Коэффициент экскавируемости горных пород , ед., определяется по формуле

, (3.7)

где - коэффициент наполнения ковша, ед.;

- коэффициент разрыхления породы в ковше, ед.

Для значения значение = 1,5, при К_н = 1,0 получено = 0,66.

При = 0,66, = 0,9 получено значение = 489 м³/ч.

Эффективная производительность выемочной машины , м³/ч, определяется по формуле

, (3.8)

где - коэффициент, учитывающий потери породы при экскавации равен 0,98ч0,99;

- коэффициент управления, зависящий от квалификации мА шиниста выемочного оборудования равен (0,92ч0,98);

- коэффициент, учитывающий минимально необходимые простои по транспортным условиям (при железнодорожном транспорте его значение равно 0,6ч0,7; при автомобильном транспорте равно 0,8ч0,9).

При = 0,98, = 0,95, = 0,7, 0,8 получено = 318 м³/ч, 364 м³/ч.

Часовая производительность комплекса оборудования , м³/ч, определяется по формуле

, (3.9)

где - коэффициент, учитывающий снижение производительности комплекса при взаимодействии смежных звеньев механизации (принимаем 0,8ч0,9).

При = 0,9 получены значение = 286, 328 м³/ч

Сменная производительность комплекса оборудования , м³/см, определяется по формуле

, (3.10)

где - продолжительность смены, час;

- продолжительность регламентированных перерывов при длительности смены 8 часов = 1,5 ч;

- коэффициент, учитывающий снижение производительности в зимнее время, согласно значение коэффициента в зависимости от температурной зоны принимается в диапазоне 0,8ч0,95;

- коэффициент готовности комплекса оборудования.

Значение коэффициента готовности комплекса оборудования при параллельной структуре транспортного звена определяется коэффициентом готовности головной машины комплекса, а в случае однолинейной (последовательной) структуры транспортного звена необходимо учитывать коэффициент готовности транспорта.

Рекомендуется принять следующие значения коэффициента готовности горного оборудования: для мехлопат - 0,9ч0,94;

При = 12 ч, = 1,5 ч, = 0,9, = 0,92 получены значения = 2486 м³/см, 2852 м³/см.

Годовая производительность комплекса оборудования , м³/г, определяется по формуле

, (3.11)

где - число смен за год, ед.

По нормам технологического проектирования для средней полосы число рабочих дней в году следует принимать равным 260.

При = 520 ед. получено значение = 1292720 м³/г при погрузке на железнодорожный транспорт), 1488744 м³/г на автомобильный транспорт.

Рабочий парк экскаваторов N_р, ед., определяется по формуле

, (3.12)

где А_р(В) - производительность карьера по полезному ископаемому или вскрыше, м³/г;

При производительности карьера по полезному ископаемому А_р = 10,8 млн. м³/г, производительности по вскрыше В = 8,3 млн. м³/г, рабочий парк на добычных работах равен N_рд = 8,3 ед., на вскрышных работах N_рв = 6,4 ед.

Инвентарный парк экскаваторов N_ин, ед, определяется по формуле

N_ин = N_р К_рез, (3.13)

где К_рез - коэффициент резерва, ед.

При К_рез = 1,2 получены значения инвентарного парка на добычных работах N_ин.д = 9,96 принимаем N_ин.д = 10 ед., на вскрышных работах N_ин.в = 7,7 ед. принимаем N_ин.в= 8 ед.

4. Система разработки

4.1 Выбор системы разработки месторождения

Крутое падение и достаточная протяженность залежи полезного ископаемого L_п = 1000 м при незначительной мощности покрывающих пород определяет выбор углубочной, продольной двух бортовой системы разработки месторождения с внешним отвалообразованием.

Система разработки характеризуется параметрами и показателями.

4.2 Расчет параметров системы разработки

Высота уступов по рыхлым породам Н_у.р, м, ограничивается параметрами выемочного оборудования, определяется по формуле

? Н_ч.max, (4.1)

где Н_ч.max - максимальная высота черпания экскаватора, м.

При отработке скальных пород высота уступа , м, определяется из выражения

? 1,5•Н_ч.max. (4.2)

При Н_ч.max = 13,5 м получено выражение Н_у.с ? 18,7м.

Принимается на рыхлых породах Н_у.р = 13 м на скальных породах Н_у.с = 15 м.

Ширина экскаваторной заходки А_н, м, определяется из выражения

, (4.3)

где R_ч.у - радиус черпания на уровне стояния экскаватора, м.

.

Рабочая площадка должна иметь минимальную ширину для принятой технологии горных работ. С этой целью все элементы рабочих площадок имеют минимальные значения с учетом нормативных требований.

Ширина развала на скальных породах В_р, м, определяется по формуле

, (4.4)

где К_з - коэффициент дальности отброса породы, ед.;

В₀ - ширина однорядного развала, м;

n - число рядов скважин, ед.;

b - расстояние между рядами скважин, м.

, (4.5)

где К_в - коэффициент влияния взрыва на породы, ед.;

К_в - коэффициент, зависящий от угла наклона скважины, ед.

q_п - проектный расход ВВ, кг/м³.

При К_в = 2,3, К_в = 1,1, Н_у = 15 м, q_п = 0,79 кг/м³ значение В₀ = 34 м.

При К_з = 0,87, В₀ = 34 м, n = 3, b = 6 м, получено значение В_р = 42 м.

Для расчета угла наклона рабочего борта определяется ширина рабочих площадок. На рисунках 4.1, 4.2, 4.3, 4.4 показаны технологические паспорта выемочно-погрузочных работ для разных пород и транспорта.

Угол наклона рабочего борта карьера ц_р, град., определяется по формуле

, (4.6)

где б - угол наклона откоса уступа, град.

В результате расчетов получены значения наклона рабочего борта для рыхлых и скальных пород с учетом вида транспорта:

где б - угол наклона откоса уступа, град.

В результате расчетов получены значения наклона рабочего борта для рыхлых и скальных пород с учетом вида транспорта:

для рыхлых пород ц_р.а = 13,6є ; ц_р.ж = 14,8є;

для скальных пород ц_с.а = 11,6є ; ц_с.ж = 12,2є.

Необходимо определить скорость понижения горных работ по этапам с целью обоснования производительности карьера по полезному ископаемому и вскрыше. Скорость понижения горных работ h_г, м/г, определяется по формуле

, (4.7)

где х_в - скорость разноски уступов в горизонтальном направлении со стороны висячего бока залежи, м/г;

ц_р, г - соответственно угол наклона рабочего борта и направления углубки карьера, град.

Скорость разноски уступов в горизонтальном направлении со стороны висячего бока залежи х_в, м/г, определяется по формуле

, (4.8)

где Q_э - производительность экскаватора, м³/г;

Н_у - высота уступа, м;

ПАСПОРТ № 1

Отработка рыхлой горной массы на автотранспорт

Рисунок 4.1 - Паспорт выемочно-погрузочных работ при разработке рыхлых пород с погрузкой в автомобильный транспорт

ПАСПОРТ № 2

Отработка рыхлой горной массы на железнодорожный транспорт

Рисунок 4.2 - Паспорт выемочно-погрузочных работ при разработке рыхлых пород с погрузкой в железнодорожный транспорт

ПАСПОРТ № 3

Отработка скальной горной массы на автотранспорт

Рисунок 4.3 - Паспорт отработки скальной горной массы на автотранспорт

ПРИМЕЧАНИЕ:

1. Раскладку негабарита производить только в один ярус на расстоянии не менее 3 м от нижней бровки уступа.

2. Ширина раскладки негабарита должна обеспечивать возможность их обуривания специальной установкой или разделки их бутобоем.

3. Негабарит должен складироваться на расстоянии не менее 4 м от кромки проезжей части автодороги.

ПАСПОРТ № 4

Отработка скальной горной массы на железнодорожный транспорт

Рисунок 5.4 - Паспорт раскладки негабарита при отработке скальной горной массы на железнодорожный транспорт

L_э.б - длина экскаваторного блока, м.

ПРИМЕЧАНИЕ:

1. Раскладка негабарита производится в пройденной заходке вдоль нижней бровки уступа не ближе 3 м от последней.

2. Буты укладываются в один ярус и не более чем в три ряда с учётом прохода экскаватора между негабаритом и габаритом подвижного состава.

3. Укладка бутов производится с учётом их последующей разделки.

4. При раскладке негабарита для погрузки его на ж.д. транспорт последний укладывается вдоль ж.д. пути, но не ближе 4 м от оси пути.

Скорость понижения горных работ ограничивается разноской уступов при погрузке на железнодорожный транспорт, из-за большей протяженности экскаваторных блоков.

При производительности экскаватора с погрузкой на железнодорожный транспорт Q_э = 1292720 млн. м³/г, Н_у.р = 13 м, Н_у.с = 15 м, протяженности экскаваторного блока в период эксплуатации до 2000 м и учетом угла направления углубки г получено следующие значения скорости понижения горных работ h_г = 11 м/г,

Необходимо определить ширину резервной полосы готового к выемке полезного ископаемого в период эксплуатации карьера.

Объем нормативного резерва готового к выемке полезного ископаемого , м³, определяется по формуле

, (4.9)

где - норматив резерва готового к выемке полезного ископаемого, мес.

- удельный вес полезного ископаемого, т/м³;

При = 2 мес. , Q_к = 10,8?10⁶ м³/г, получено = 911666 м³.

Ширина резервной полосы готового к выемке полезного ископаемого , м, определяется по формуле

, (4.10)

где - высота уступа, м;

- номер добычного уступа;

- суммарная протяженность добычного фронта горных работ в карьере на момент окончания строительства, м.

В период эксплуатации увеличилось число добычных уступов до двух, поэтому ширину резервной полосы необходимо определять с учетом увеличения вдвое протяженности добычного фронта горных работ.

При = 1800000 м³, = 15 м, = 12000 м получено значение = 10 м.

5. Производительность карьера

5.1 Производительность карьера

Горнотехнические факторы являются наиболее важными, поскольку в значительной степени связаны с параметрами месторождения и поэтому не поддаются корректировке. Параметры залежи полезного ископаемого непосредственно ограничивают производительность карьера и учитываются в методиках расчета производительности карьера по полезному ископаемому. Поскольку отработка наклонной или крутопадающей залежи выражается в разноске уступов в горизонтальном направлении и понижении горных работ путем нарезки новых уступов, то объем добываемого полезного ископаемого в течении года можно выразить как произведение площади залежи, находящейся в отработке на величину понижения горных работ. Площадь залежи в плане как раз определяется параметрами месторождения. В общем, виде производительность карьера по полезному ископаемому А_р, т/г, определяется по формуле

, (5.1)

где М - горизонтальная мощность залежи, м;

L - длина простирания залежи, м;

h - скорость понижения горных работ, м/г;з - коэффициент потерь полезного ископаемого, ед.;

с - коэффициент разубоживания полезного ископаемого, ед.

При проектировании карьеров точность расчетов производительности карьера по полезному ископаемому имеет большое значение для оценки рентабельности проекта. Из анализа формулы (3.1) следует, что мощность и простирание залежи известны уже по данным геологической разведки, а остальные параметры формулы - скорость понижения добычных работ, коэффициенты потерь и разубоживания в значительной степени зависят от самих проектных решений. Из трех приведенных параметров, которые требуют обоснования, скорость понижения горных работ является наиболее существенной по влиянию на производительность по полезному ископаемому и вскрыше. Необходимо отметить, что повышению точности расчетов значения этого параметра специалисты уделяли большое внимание и имеются хорошие методики по расчету значения этого параметра.

В настоящее время значение скорости понижения горных работ h рассчитывается с учетом скорости разноски уступов в горизонтальном направлении и времени подготовки новых уступов. Эти два фактора могут ограничить максимальное значение h. Поэтому выполняются расчеты значений h по каждому из них, а в дальнейших расчетах производительности карьера используется минимальное значение, поскольку это значение скорости углубки карьера гарантируется при принятой технологии горных работ и проектных решениях по вскрытию карьерного поля и системе разработки карьера.

Значение скорости углубки карьера по фактору разноски уступов в горизонтальном направлении h, м/г, определяется по формуле

, (5.2)

где х_в.л - скорость разноски уступов в горизонтальном направлении на рабочем борту со стороны высячего и лежачего боков залежи, м/г;

ц_р, г - соответственно угол наклона рабочего борта и направления углубки карьера, град.;

- знак “+” ставится при скорости со стороны висячего бока залежи, а знак “-” при скорости со стороны лежачего бока залежи.

Из параметров формулы (3.2) углы наклона рабочего борта карьера и направления углубки карьера достаточно точно устанавливаются при обосновании параметров системы разработки и при горно-геометрическом анализе карьерного поля.

Параметр х_в.л в формуле (3.2) является определенным в наименьшей степени, поскольку сам является функцией нескольких переменных. Значение скорости разноски уступов в горизонтальном направлении рассчитывается по формуле

, (5.3)

где - производительность экскаватора в забое, м³/год;

- высота уступа, м;

- длина экскаваторного блока, м.

Протяжённость экскаваторного блока зависит от длины фронта работ на уступе и количества экскаваторов на рабочем уступе. Точнее сказать от числа экскаваторов, для которых можно обеспечить на уступе эффективную работу. Как показывает практика эксплуатации глубоких карьеров, можно обеспечить эффективную работу на рабочем уступе ограниченного числа экскаваторов. Даже для двух экскаваторов на уступе сложно обеспечить сдвоенный тупиковый фронт горных работ, то есть двухстороннее вскрытие каждого рабочего уступа. В лучшем случае можно располагать по два экскаватора на рабочих уступах при условии двухстороннего вскрытия каждого рабочего горизонта. При протяжённости фронта горных работ на каждом рабочем уступе до 4 км, в этом случае можно получить высокую интенсивность разноски уступов. Резервы увеличения интенсивности значительны, поскольку увеличение скорости разноски уступов можно получить путём простой замены модели экскаватора на другой с большим объёмом ковша. Параметры Джетыгаринского карьера соответствуют возможности размещения на каждом рабочем уступе двух экскаваторов.

Производительность экскаватора на уступе в значительной степени зависит от коэффициента обмена транспорта з_т, значение которого зависит от условий вскрытия рабочих уступов в глубоких карьерах. Большинство карьеров имеет односторонне вскрытие рабочих уступов или значительной части уступов. Это обусловлено тем, что в период проектирования этих карьеров требованию двухстороннего вскрытия рабочих уступов не уделялось достаточно внимания. Считалось, что при вскрытии уступов одним съездом можно обеспечить малое время обмена поездов за счёт размещения на рабочих уступах обменных пунктов. Практически во всех исследованиях по повышению интенсивности работ на рабочих уступах [1, 2, 3, 4, 5] приводятся схемы, на которых уступ вскрыт одним съездом.

При проектировании карьеров для расчета производительности экскаваторов и скорости разноски уступов в горизонтальном направлении используются нормативных значения коэффициентов обмена транспорта в забоях для каждого вида транспорта. Для автомобильного транспорта з_т = 0,8-0,9 при железнодорожном транспорте - 0,6-0,7.

...