Технология разработки месторождения полезных ископаемых

Фактор времени подготовки нового уступа учитывается при расчете скорости понижения горных работ по этому показателю. Время подготовки нового уступа может быть значительным и ограничивать скорость понижения горных работ в карьере. Для оценки скорости понижения горных работ по этому фактору рассчитывается время подготовки нового уступа Т_п. Расчет времени производится по разным методикам в зависимости от числа единиц выемочного оборудования, которое участвует в подготовке нового уступа.

Если все работы по подготовке нового горизонта не совмещаются, то время подготовки нового уступа Т_п, мес, рассчитываются по формуле для расчета работ по расширению разрезной траншеи на горизонте 1, для возможность подготовки

, (5.4)

где - месячная производительность экскаватора, м³/мес;

- объём р нижележащего уступа, м³;

- число экскаваторов на разноске траншеи, ед.;

- объём съезда на горизонте, м³;

- объём разрезной траншеи на горизонте, м³;

- коэффициент, снижения производительности экскаватора при проходке траншей (с = 0,7-0,8).

При совмещении работ по подготовке нового горизонта несколькими экскаваторами, точное время подготовки нового уступа можно определить, построив график подготовки нового горизонта.

На практике удается сократить время подготовки уступа за счет увеличения числа экскаваторов и совмещения работ по разноске траншеи на первом уступе и проходки съезда на второй уступ. За счет таких решений подготовка нового уступа перестала быть фактором, ограничивающим скорость понижения горных работ

В разделах 4, 5 приведены расчеты производительности скорости карьера по фактору разноски уступов в горизонтальном направлении и времени подготовки нового уступа. В соответствии с расчетами принимается скорость понижения горных работ h = 16 м/г, которая может гарантироваться в течение всего периода эксплуатации карьера.

В соответствии с формулой (3.1) при М = 370 м, L = 2000 м, h = 11 м/г, коэффициенте потерь полезного ископаемого з = 0,03, ед., с - коэффициенте разубоживания полезного ископаемого с = 0,05 ед. получено значение производительности карьера по полезному ископаемому А_р = 10940000 м³/г = 27350000 т/г. Принимаем А_р = 27 млн. т/г.

Необходимо стабилизировать производительность карьера по вскрыше. Выбор способа корректировки календарного графика является сложной задачей, требующей обоснования и детальных расчетов по срокам выполнения всех организационных и технических мероприятий.

Производительность по вскрыше В, м³/м³, определяется по формуле

, (5.5)

, (5.6)

где К_ср - средний коэффициент вскрыши, м³/м³;

л - коэффициент неравномерности вскрышных работ, ед.

(л находится в диапазоне значений 1,1-1,3. Принимаем л = 1,15).

При К_ср = 0,7 м³/м³, л = 1,1 получено значение К_у.э =0,77 м³/м³.

При А_р = 10,8 млн. м³/г, К_у.э = 0,77 м³/м³ получено значение В = 8,3 млн. м³/г.

5.2 Срок службы карьера.

Срок службы карьера включает период строительства, эксплуатации и затухания горных работ. Расчет срока службы карьера Т, лет, определяется по формуле

, (5.7)

где t_c - период строительства карьера, лет;

t_о - период освоения полной мощности, лет;

t_э - период эксплуатации карьера, лет;

t_з - период затухания горных работ, лет.

Период строительства карьера зависит от глубины карьера на момент окончания строительства карьера и скорости понижения горных работ. Период строительства определяется по формуле

, (5.8)

где Н_с - глубина карьера на момент окончания строительства карьера, м,

h_г - скорость понижения горных работ в период строительства карь ера, м/г.

При Н_с = 41 м, скорости понижения горных работ в период строительства карьера h_г = 20 м/г ( в период строительства скорость понижения горных работ принята большей на 20%, по сравнению с периодом эксплуатации), получено значение t_c = 2 года.

Период освоения проектной мощности карьера t_о = 3 года, поскольку мощность карьера большая.

Период эксплуатации карьера определяется по формуле

, (5.9)

где - запасы полезного ископаемого, м³.

На основе полученных данных строится календарный график горных работ, с производительностью карьера. На рисунке 5.1 показан календарный график.



1, 2 -производительность по полезному ископаемому и вскрыше.

Рисунок 5.1 - Календарный график горных работ

При г = 25 т/м³, = 496,16 млн. м³ = 1240,4 млн. т; млн. т, А_р = 27 млн. т/г получено t_э = 45 лет.

Период затухания длится 2-5 лет. Поскольку мощность залежи в нижней части незначительна, то принимается t_з = 2 года.

Срок существования карьера равен

T_c = 2 +3 + 45 + 2 = 52 лет.

Для построения графика необходимы значения мощности карьера по полезному ископаемому и вскрыше, год достижения карьером максимального значения производительности по вскрыше и полезному ископаемому, год начала добычи полезного ископаемого.

6. Вскрытие карьерного поля. Строительство карьера

6.1 Вскрытие карьерного поля

В проекте предусмотрено вскрытие карьера двумя траншеями. Одна траншея будет пройдена с северной части карьера в направлении южной части. Это внешняя траншея глубиной 26 метров. Уклон траншеи i = 40 ‰. Эта траншея располагается за контуром карьера. Она предназначена для вскрытия двух верхних уступов и обеспечивает прямые заезды железнодорожного транспорта на оба борта карьера. Такое вскрытие обеспечивает высокую интенсивность отработки двух первых уступов.

Затем будет построена вторая внешняя капитальная траншея в южной части карьера в направлении на север, глубиной 26 метров. Она также обеспечит вскрытие двух верхних уступов карьера. Её уклон так же равен i = 40 ‰.

Вскрытие нижних уступов будет осуществляться системой внутренних съездов расположенных на западном борту карьера.

Автомобильных транспорт будет въезжать в карьер по системам временных автомобильных съездов, пройденных с уклоном i = 80 ‰. .

На рисунке 6.1 представлено сечение капитальных траншей.

Рисунок 6.1. Сечение дна траншеи

Длина траншей L_т, м, определяется по формуле

, (6.1)

где Н_т - глубина траншеи, м;

i - уклон траншеи, ед.

При Н_т = 26,0 м, i = 0,04 получено значение L_т = 650 м.

Объем капитальных траншеи V_к, м³, определяется по формуле

, (6.2)

где В - ширина дна траншеи, м;

б - угол наклона откоса уступа, град.;

i - уклон траншеи, ед.

Значение объема внешней капитальной траншеи равно

.

При Н_у = 13 м протяженность автомобильного съезда L_а = 163 м, железнодорожного L_ж = 325 м, при Н_у =15 м протяженность автомобильного равна L_а = 187 м железнодорожного L_ж = 375 м.

Суммарный объем траншей УV_т, м³, равен

?V_т = 2V_к, (6.3)

УV_т = 2·344134 = 688262 м³.

Время строительства траншеи Т_т, лет, определяется по формуле

, (6.4)

где К - коэффициент снижения производительности при работе в стесненных условиях, К = 0,8;

n - число экскаваторов на проходке траншеи, ед.;

Q_э - производительность экскаватора, м³/г.

При Q_э = 1,766 млн. м³/г, n = 1, К = 0,8 получено значение Т = 0,24 лет = 3 мес.

Пропускная способность двухпутного перегона N, пар поездов/ сутки, рассчитывается по формуле

, (6.5)

где Т - суточный лимит работы железнодорожного транспорта, 22 ч;

К_и - коэффициент использования времени технологическим транспортом, К= 0,8;

J - межпоездной интервал, мин.;

К_р - коэффициент резерва пропускной способности ограничивающего элемента схемы, ед.

Значение межпоездного интервала определяется по формуле

, (6.6)

где t_м - время на подготовку маршрута, мин;

t_с - время на постоянные операции, t_с= 0,8 мин;

t_д.г - время движения по горловине станции, мин;

t_д.п - время движения по перегону, мин.

Время на подготовку маршрута определяется по формуле

, (6.7)

где т - число стрелок в маршруте, ед.

Время на движения по горловине станции определяется по формуле

, (6.8)

где l_г, l_п - соответственно длина горловины и поезда, м;

х_г - средняя скорость движения поезда по горловине станции, км/ч.

Время движения по перегону определяется по формуле

, (6.8)

где l_пр - протяженность перегона, м;

х_п - средняя скорость движения поезда по перегону, км/м;

Значение межпоездного интервала равно

.

Пропускная способность двухпутного перегона равна

пар поездов/cут.

Провозная способность двухпутного перегона Q_год, м³/сут, определяется по формуле

, (6.9)

где q - объем горной массы в одном думпкаре, м³;

n - число думпкаров в поезде, ед.;

Т_р - число рабочих дней в году, ед.

.

Аналогичные показатели пропускной способности второй траншеи.

Провозная способность траншеи достаточна для транспортирования грузопотока всего карьера. Для обеспечения транспортирования горной массы в течении всего периода эксплуатации карьера достаточно двух траншей, с двухпутными перегонами в каждой.

7. Строительство карьера

Необходимо установить параметры рабочей зоны карьера на момент окончания строительства карьера, а так же объем первоначальной вскрыши и попутной добычи.

Число экскаваторов на добычных работах необходимое для сдачи карьера в эксплуатацию , ед., определяется по формуле

, (7.1)

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

- производительность экскаватора, млн.т/год.

При = 27 млн. т/г, = 4,4 млн. т/г получено = 6 ед. Принимается 6 ед. добычных экскаваторов ЭКГ-10и. Для строительства первой очереди 1 ед. экскаваторов.

Протяженность экскаваторных блоков принимается равной простиранию залежи = 2000 м.

На основе анализа параметров характерного разреза и параметров системы разработки принимается протяженность фронта работ по полезному ископаемому на добычном уступе равной L_д.у = 2L_п, так как мощность залежи значительна.

Число экскаваторов на уступе при отработке полезного ископаемого N_э.у, ед., по формуле

. (7.2)

При L_д.у = 4000 м, = 2000 м получено N_э.у = 2 ед.

Число добычных уступов в карьере к моменту окончания строительства карьера , ед, определяется по формуле

. (7.3)

При = 2 ед., N_э.у = 2 ед. получено n_д = 1 ед.

Объем нормативного резерва готового к выемке полезного ископаемого в момент сдачи первой очереди , т, определяется по формуле

, (7.4)

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

- удельный вес полезного ископаемого, т/м³;

При = 2 мес. , Q_к = 3,6?10⁶ м³/г, получено = 600000 м³.

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

, (7.5)

где - высота уступа, м;

- номер добычного уступа;

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

При = 600000 м³, = 15 м, = 4000 м значение = 10 м.

Минимальная ширина рабочей площадки установлена в разделе 5. Для экскаватора ЭКГ-10и по скальным породам В_min = 42 м. Резервная полоса полезного остановке вскрышного комплекса оборудования в течении нормативного периода.

Ширина рабочей площадки по полезному ископаемому В_п, м, определяется по формуле ископаемого добавляется к ширине рабочей площадок на уступах по полезному ископаемому. Наличие дополнительных объемов полезного ископаемого на участке резервной полосы гарантирует стабильность добычи полезного ископаемого при

, (7.6)

При В_min = 42 м, значение = 10 м получено значение В_п = 52 м.

Для определения положения горных работ к моменту окончания строительства карьера необходимо построить трафарет рабочей зоны карьера с соответствующей шириной рабочих площадок по вскрыше, полезному ископаемому и одним добычным уступом.

Ширина дна карьера при подготовленном уступе Ш_д, м, в соответствии со схемой будет равна

, (7.7)

где Ш_т - ширина разрезной траншеи по верху, м;

При В_min = 42 м, Ш_т = 30 м получено значение Ш_д = 114 м.

Затем на геологическом разрезе путем перемещения трафарета рабочей зоны выполненном на прозрачной бумаге определяется положение, при котором в работе находится один добычной уступ и подготовка следующего будет проводится так же по полезному ископаемому. На рисунке 7.1 отображены параметры нижней части трафарета рабочей зоны и дна карьера при полностью подготовленном нижнем уступе карьера.

- контур траншеи.

Рисунок 7.1 - Нижняя часть трафарета рабочей зоны карьера

Расчет объемов попутной добычи P₀ и первоначальной вскрыши V₀ достаточно просто определяется расчетным путем на основе данных горно-геометрического анализа. Анализ схемы на рисунке 7.2 показал, что положение горных работ в карьере к моменту окончания его строительства соответствует текущей отметке дна карьера равной Н_к = 41м. Первые два уступа с высотой Н_у = 13 м отрабатывают покрывающие породы, а первый добычной уступ высотой Н_у.д = 15м будет иметь текущую отметку Н_к = 41м. Когда выполнена разноска дна карьера на глубине для проходки разрезной траншеи на глубине 56 м.

На рисунке 4.3 показано положение горных работ на момент окончания строительства карьера.

Горно-строительные объемы, а именно первоначальная вскрыша V₀ и попутная добыча P₀ будут равны суммарным объемам вскрыши отработанным на первых двух вскрышных уступах и объему полезного ископаемого отработанному первом добычном уступе до момента его подготовки для вскрытия второго добычного уступа. В результате расчетов получены значения: V₀ = 10,405 млн. м³, P₀ = 2,565 млн. м³.

Объем горно-капитальных работ V_гкр, м³, равен

V_гкр = УV_т +V₀ + Р_0., (7.8)

где УV_к - суммарный объем капитальных траншей, м³.

V_гкр = 0,688 + 12,35 + 2,78 = 15,81 млн. м³

Н - отметки дна карьера; Нк - 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. V0, P0 - соответственно первоначальный объем вскрыши и попутной добычи; Нс - глубина карьера на момент окончания строительства карьера.

Рисунок 7.2 - Положение горных работ на момент окончания строительства карьера

Размещено на http://allbest.ru

8. Подготовка новых уступов

Подготовка новых уступов является важным технологическим процессом при использовании углубочных систем разработки. Необходимость своевременного воссоздания нового добычного фронта горных работ взамен отработанного является необходимым условием стабильной производительности карьера по полезному ископаемому. Время подготовки новых уступов является одним из показателей системы разработки, который может ограничивать скорость понижения горных работ карьера и как следствие производительность по полезному ископаемому. Поэтому необходимо выполнить расчеты продолжительности подготовки нового уступа с целью определения скорости понижения горных работ по этому фактору и в случае необходимости скорректировать организацию

Проходка съезда на новый горизонт начинается с проходки съезда. Проходка осуществляется экскаватором ЭКГ-10и с погрузкой в автосамосвалы БелАЗ-7519. Ширина съезда и траншеи принимаются минимальной ширины для сокращения срока проходки.

Длина разрезной траншеи соответствует длине простирания залежи L_т = 2000 м, угол откоса бортов траншеи и съезда б = 70є, ширина съезда и траншеи В_с = В_т = 30 м, по условиям подачи автотранспорта под погрузку.

Объем пород, отрабатываемый при проходке съезда V_с, м³, определяется по формуле

, (8.1)

При Н_у = 15 м, i = 80 ‰, В_с = 30 м получено значение V_с = 42188 м³.

Объем разрезной траншеи V_т, м³, определяется по формуле

,, (8.2)

При В_т = 30 м, Н_у = 15 м, б = 70є, L_т = 2000 м получено значение V_т = 1062000 м³.

Объем работы при разноске разрезной траншеи в условиях двухбортовой системы разработки V_р, м³, определяется по формуле

, (8.3)

При В_min = 42 м, Н_у = 15 м, L_т = 1500 м получено значение V_р = 2520000 м³.

Продолжительность подготовки уступа Т_п, мес, определяется по формуле

, (8.4)

где Q_э.м - производительность экскаватора, м³/мес.;

С - коэффициент снижения производительности экскаватора при работе в стесненных условиях, ед.;

N_р - число экскаваторов на разноске траншеи, ед.

При Q_э.м = 107726 м³/мес., С = 0,8, N_р = 2 ед. получено значение Т_п = 12,9 мес.

Скорость понижения горных работ по фактору подготовки нового горизонта h_г.п, м/г, определяется по формуле

. (8.5)

При Н_у = 15 м, Т_п = 12,94 мес. получено значение h_г.п = 13,9 м/г.

Принимаем скорость понижения горных работ равной h_г = 11 м/г по фактору интенсивности разноски уступов.

9. Отвалообразование

9.1 Выбор места расположения и площади под отвал

При выборе места расположения отвалов руководствуются следующими положениями:

- отвалы должны располагаться по возможности ближе к карьеру, чтобы свести к минимуму затраты на перемещение вскрыши из карьера до пункта разгрузки на отвале;

- под отвалами не должно быть запасов полезного ископаемого, пригодных к разработке в ближайшее время;

- для складирования пород в первую очередь следует занимать площади не пригодные для использования в сельском хозяйстве;

- положение отвалов не должно мешать развитию горных работ на карьере.

В соответствии с генпланом промплощадки отвалы пустых пород будут располагаться юго-восточнее от карьера.

Площадь, необходимая под отвалы S_о, м², рассчитывается по формуле

(9.1)

где V_в - объем вскрышных пород, удаляемых на отвал при разработке месторождения, м³;

К_р - остаточный коэффициент разрыхления пород в отвале (1,15ч1,2);

Н_у - высота отвального уступа, м;

з - коэффициент, учитывающий заполнение площади отвала ярусом (0,3ч0,8).

С целью уменьшения площади отвала, размещение пород производится в три яруса. Высота первого яруса 15 м, второго и третьего- 20 м.

м².

9.2 Обоснование способа отвалообразования

Вскрыша доставляется на отвал железнодорожным транспортом. Наиболее эффективный способ отвалообразования при железнодорожном транспорте - экскаваторный.

На отвалообразовании в проекте предусмотрено использовать экскаваторы ЭКГ-10.

При использовании карьерных экскаваторов типа мехлопата на отвалообразовании, отвальный уступ разделяется на два подуступа. Экскаватор, устанавливаемый на кровле нижнего подуступа переэкскавирует породу, разгружаемую из думпкаров в приемный бункер (приямок), который создается самим экскаватором у нижней бровки верхнего подуступа. Из приемного бункера порода перемещается вперед по ходу экскаватора в нижний подуступ, сбоку под откос отвала, позади экскаватора в верхний подуступ. Отсыпав нижний подуступ, экскаватор перемещается вдоль фронта разгрузки на расстояние, определяемое его линейными параметрами, вновь сооружает приемный бункер и производит переэкскавацию породы. После отсыпки по всей длине тупика обоих подуступов на ширину отвальной заходки железнодорожный путь переукладывают на новую трассу (шаг переукладки) и экскаватор приступает к отсыпке новой заходки.

На рисунке 9.1 представлен паспорт экскаваторного отвалообразования.

9.3 Расчет основных параметров отвалообразования

Определяем шаг перекладки отвальных путей

А₀ = (R_r+R_p)k_n, (9.2)

где R_r, R_p - соответственно радиус черпания и разгрузки экскаватора, м;

k_n = 0,850,9 - коэффициент, учитывающий использование линейных параметров экскаватора. Для экскаватора ЭКГ-10 R_r = 18,4, R_p=16,3 м.

A₀ = (18,4+16,3) · 0,9 = 31,23 м.

Принимаем 31 м.

Определяем приемную способность отвального тупика между 2-я переукладками пути V_от, м³, по формуле

(9.3)

где К_р - коэффициент разрыхления пород в отвале, принимаем 1,2;

L_от - длина отвального тупика, м.

При Н_я = 20 м, А_о = 31 м, L_от = 1500 м, К_р = 1,2 получено значение V_от = 775000 м³.

Суточную приемную способность тупика V_с, м³, определяем по формуле

V_с = n_сn_вq_гр/г_ц, (9.4)

где n_с - число составов разгружаемых в сутки, ед;

n_в - число вагонов в составе, ед;

q_гр - грузоподъемность вагона, т;

г_ц - объемный вес породы в целике - 2,75 т/м³.

(9.5)

Рисунок 9.1 - Технология экскаваторного отвалообразования

где К_н - коэффициент, учитывающий неравномерность работы транспорта, К_н = 0,850,95;

t_о, t_р - соответственно время обмена и разгрузки состава, час;

Т_с - число часов работы тупика в сутки - 22 ч.

Определяем продолжительность обмена t_о, час, по формуле

(9.6)

где L_т - расстояние от обменного пункта до середины отвального тупика, (принимаем 1,5 км);

- скорость движения состава по отвальному тупику, (принимаем20 км/ч);

- продолжительность железнодорожной связи, (принимаем 1 мин = 0,016ч).

Определяем время разгрузки состава t_p , ч, по формуле

t_p = n_в·t_в , (9.7)

где n_в - число вагонов в составе - 12 ед.;

t_в - время разгрузки вагона - 2 мин = 0,03 ч.

t_p = 12 · 0,03 = 0,36 ч,

= 35 ед., (9.8)

V_сут = 35 · (10 · 105 + 2 · 45)/2,5 = 15960 м³.

Приемная способность отвального тупика ограничивается также производительностью отвального экскаватора. Производительность экскаватора на отвале Q_э = 2,5 млн.м³/год, или 6850 м³/сут. Следовательно далее в расчетах принимаем меньшее значение, т.е приемную способность по производительности отвального экскаватора Q_эс = 6850 м³/сут.

Определяем продолжительность работы отвального тупика между перекладками пути t_pт , см, по формуле

, (9.9)

Определяем число отвальных тупиков в работе N_тр, ед., по формуле

(9.10)

где V_вс - суточный объем вскрыши, м³/сут.

= 3,3 ед.

Определяем число тупиков на отвале с учетом переукладки тупиков N_то, ед., по формуле

(9.11)

где t_пт - продолжительность перекладки пути на отвальном тупике, сут.

t_пт = L_от/Q_пк, (9.12)

где Q_пк - скорость укладки пути, принимаем = 600 м/сут

сут,

ед.

Инвентарный парк экскаваторов N_и, ед., определяется по формуле

N_и = К_рN_р, (9.13)

где К_р - коэффициент резерва парка, ед.

N_и = 1,15•3,4 = 3,88 ед.

Принимаем N_и = 4 ед.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Ржевский, В.В. Открытые горные работы. Части 1, 2/ В. В. Ржевский. М:, Недра, 1985. - 509 с, - 516 с.

2. Мельников, Н.В. Краткий справочник по открытым горным работам./ Н. В. Мельников. М:, Недра, 1982. - 388 с.

3. Винницкий, К.Е. Оптимизация технологических процессов на карьерах/ К. Е. Виницкий. М:, Недра, 1976. - 389 с .

4. Арсентьев, А.И. Определение производительности и границ карьеров /А.И. Арсентьев. - М.: Недра, 1972. - 320 с.

5. Арсентьев, А.И. Определение главных параметров карьера/ А.И. Арсентьев. - М.: Недра, 1976. - 213с.

7. Хохряков, В.С. Проектирование карьеров: Учебник / В.С. Хохряков. - М.: Недра, 1980. - 336с.

8. Кутузов, Б.Н. Взрывные работы/ Б.Н. Кутузов. - М.: Недра, 1980. - 392 с.

9. Спиваковский, А.О. Транспортные машины и комплексы открытых горных разработок / А.О. Спиваковский, М.Г. Потапов. - М.: Недра, 1968. - 434 с.

10. Васильев, М.В. Транспорт глубоких карьеров/ М.В. Васильев. - М.: Недра, 1983. - 324 с.

11. Ушаков, К.З. Аэрология карьеров / К.З. Ушаков, В.А. Михайлов. - М.: Недра, 1985. - 272 с.

Размещено на Allbest.ru

...