Разработки золоторудного месторождения 'Новое', Куранахского рудного поля

Введение

Дипломный проект - итоговая работа студента, которая завершает весь цикл обучения в институте и нацелена на решение комплексных горных задач в области открытой разработки месторождений полезных ископаемых.

Дипломный проект выполняется на базе теоретических знаний и практических навыков студентов, полученных на протяжении всего курса обучения, включая курсовые работы и проекты, производственной практики.

Используя весь свой арсенал знаний в процессе дипломного проектирования студент обязан:

показать способности и навыки правильного применения полученных теоретических знаний по специальным дисциплинам геологического и горного профиля;

уметь применять передовые достижения науки, техники и горного производства, а также грамотно обосновать экономическую целесообразность введения своих рекомендации и учесть последствия от их внедрения;

решать задачи, поставленные в дипломном задании, с помощью современных математических методов;

уметь излагать свои мысли, доводы и предложения четко, конкретно и логично.

Дипломная работа выполняется по заданию предприятия или проектной организации. Тема, содержание и графическая часть дипломной работы должны быть оговорены в задании или установлены совместно с руководителем дипломной работы и утверждены совместно с руководителем дипломной работы и утверждены на кафедре.

В результате дипломирования студент должен создать завершённую работу, основные выводы и предложения которой могут быть использованы на производстве.

1. Геология

.1 Геологическая характеристика района

Куранахское рудное поле включает 10 месторождений: Северное, Порфировое, Центральное, Новое, Канавное, Дэлбэ, Боковое, Якокутское, Первухинское, Дорожное и ряд рудопроявлений; занимает площадь около 1500 км на водоразделе рек Б. Куранах, Селигдар, Якокут, принадлежащих бассейену реки Алдан.

В административном отношении месторождения на территории Алданского улуса Республики Саха. Административный центр г. Алдан.

Рельеф месторождения горно-таёжный со сглаженной формой и абсолютными отметками 500-700 м., относительными превышениями водоразделов над поймами рек 150-200 м.

Гидросеть представлена р. Якокут, Б. Куранах, Селигдар и их многочисленными притокоми.

Климат района резко-континентальный и характеризуется продолжительной (7-8 месяцев) холодной зимой и прохладным летом. В декабре-январе минимальная температура (-56С) бывает от 10 до 15 дней в году, а в летний период температура поднимается до +35С, среднегодовая (-7,3С). Мощность снежного покрова к весне достигает 1 м. и более. Годовое количество осадков от 470 до 700 мм. Глубина сезонного промерзания колеблется от 0,5 до 3 м. Многолетняя мерзлота имеет островной характер.

В районе развита транспортная сеть. Через неё проходит автомобильная дорога круглосуточного действия (Амуро-Якутская магистраль, переходящая рудное поле на участках месторождений «Канавное» и «Дэлбэ». До действующей ж/д-станции Беркакит от рудного поля 320 км. и до станции «Сухой-Глубокий» 12 м. Золотоизвлекательные фабрики и карьеры между собой соединены круглогодными автодорогами. Кроме того, круглогодная связь с другими районами страны обеспечивается авиатранспортом через аэропорт в г. Алдане.

Материально-техническое снабжение предприятий кампании производится с ж/д станций: Беркакит, Алдан и Сухой-Глубокий.

Электроэнергией предприятия района обеспечиваются от Нерюнгринской ГРЭС. Топливной базой района являются месторождения Южно-Якутского угольного бассейна.

Водоснабжение потребителей в районе осуществляется за счёт подземных источников, исследованиекоторых в настоящее время продолжается.

Район месторождения экономически хорошо освоен. Сырьё Куранахского рудного поля поступает на Куронахскую (10-12 км) ЗИФ и ОПУ «Надёжный». Посёлок Н-Куранах, где проживает 8 тыс. жителей - благоустроенный рабочий посёлок.

Стратиграфия

В геологическом строении КРП (Куранахского рудного поля) принимают участие следующие возростные группы пород:

) Архейский метаморфический комплекс.

) Венд-нижнекембрийские морские карбонатные отложения.

) Нерасчленённые терригенные отложения нижней юры.

) Неоген-четвертичные отложения.

Образование докембрийского кристаллического фундамента на КРП не обнажаются и вскрыты в скважинах структурном бурении на глубинах 590-615 м. Они представлены биотит-амфиболовыми, пироксен-амфиболовыми гнейсами, кристаллосланцами нимнырской и федоровской свиты нижнего архея, гранидоидами.

Венд-нижнекембрийские морские карбонатные отложения срезким угловым несогласием перекрывают образование фундамента и представлены (снизу-вверх) устьюдомской, пестроцветной, тумулдурской, унгелинской и куторгиновой свитами, из которых наибольщий интерес представляет последняя.

Куторгиновая свита (E1kt). Слагает значительную часть месторождений, являясь вмещающей по отношению к рудным телам. Нижняя толща состоит из чередующихся глинистых доломитов и известников. Верхняя толща представлена битуминозными известниками и прослоями детритовых известников. Мощность свиты колеблется в зависимости от эрозионого среза - от 0 до 100 м. Породы куторгиновой свиты свиты поражены карстом, заполненным рыхлыми образованиями. При этом нередко известняки глинистые и мергелистые, разновидности пород часто сильно выветреные до рыхлого и глиноподобного состояния, представляя собой остаточную кору вещелачивания.

Нижняя юра Юхтинская свита (J1iun). На размытой, закарстованной поверхности кембрийских карбонатных пород со скрытым угловым несогласием залегают континентальные образованиянижнеюрского возраста. Основную массу юрских пород представляют мелкозернестые полевошпат-кварцевые песчаники на алевролитовом серицитизированом цементе. В резко подчинённом количестве наблюдаются грубозернистые плохо отсотированные аркозовые песчаники и когломераты, которые отличаются в линзовидных прослоев в нижней половине разреза.

Неогеновые и четвертичные отложения (N-Q). К образаваниям этого возраста, на основании всех последних геологических исследований, отнесется:

а) глинисто-песчано-обломочные образования, заполняющие карстовые полости;

б) аллювиально-делювиальные красноцветные отложения.

Верхний и современный отделы не расчлененные (QIII-IV). К образованиям этого возраста относятся элювиально-делювиальные отложения плоскогорий, нерасчленынные образования высокой поймы и первой надпойменной террасы, техногенные отложения в далинах крупных рек. Элювий представлен грубыми угловатыми обломками и щебнем с песчаным заполнителем. Мощность элювиальных отложений не более 2-3 м. Исключительно большим распространением в районе пользуются делювиальные отложения, представленные в верхней части разреза мелкозёмом с подчиненным количеством обломочного материала, а в нижнем - щебнем и глыбами с небольшим количеством мелкома местами перекрытых аллювием.

Современный отдел (Qiv). К современным отложениям относятся отложения русловой и пойменный аллювий, торфено-болотные отложения. Мощность современных аллювиальных отложений - от первых метров до 10-15 м. в среднем 6-8 м. С современыми аллювиальными отложениями связаны промышленные концентраты россыпного золота. Торфяно-болотные отложения развиты в целиках рек Якокит и Селигдар. Эти отложения часто слагают верхнюю часть поймы и террас. Мощность их в среднем 2-4 м., представлены торфом и илами с редкими валунами различного состава.

Тектоника

Особенности тектонического строения района определяется его общим структурным положением и наличием архейского сложно-дислоцированного глубокометаморфизованного осадочно-вулканогенного (фундамент) и осадочного венд-полеозойско-мезозойской (платформенный чехол) структурных комплексов. Современное мозаично-блоковое строение района сформировано в периоды неоднократной тектоно-магматической активизации. В формировании блоковых структур, размещение всех геологических формаций района, важная роль принадлежит разрывной тектонике.

Структура фундамента: Архейские образования на значительной части территории района скрыты под платформенным чехлом. Описываемая территория района входит в состав Алдано-Тимптонского мегаблока и распологается на стыке Угоенской и Нижне-Тимптонской структур.

Платформенные структуры: Основной платформой структуры является Алданская антеклиза. Платформенный чехол в пределах Центрального-Алданского района (ЦАР) подразделяется на 2-а яруса - нижний и верхний. Нижний ярус - карбонатная толща мощностью до 650 м. с резким угловым несогласием залегает на образованиях докембрийского фундамента. Верхний структурный ярус сложен нижнеюрскими терригенными песчано-сланцевыми отложениями мощностью до 100 м., залегающими субгоризонтально на подстилающей толще нижнего яруса. Формирование нижнего яруса платформенного чехла происходило в условиях морской трансгрессии, а верхнего - в континентальных условиях прибрежной морской равнины.

Разрывная тектоника: Крупные региональные разломы во многом определившие общий структурный план ЦАР имеют древнее заложение. В последующие эпохи тектономагматической активизации эти разломы подновлялись и вместе с вновь образованными разломами играли основную роль в формировании современного мозаично-блокового строения района, в размещении продуктов магматизма, метасаматоза и эндогенного оруденения и в том числе золоторудной минерализации. В формировании структуры КРП главную роль играли Хатыстырский, Якокутский, Северо-Алданский, Эмельджаковский и Южно-Куранахский разломы.

Куранахское рудное поле характеризуется наличием нескольких протяжённых субпараллельных зон разрывных нарушений и даек близ меридионального простирания, с которыми практически связаны все известные месторождения и рудопроявления. Выделяются следующие структурные зоны:

) Главная (центральная), контролирующая размещение таких месторождений как: «Северное», Порфировое», «Центральное», «Якокутское», Канавное».

) Западная, контролирующая размещение месторождений «Боковое», «Первухинское», «Южное».

) Восточное, контролирующее размещение месторождений «Дэлбэ», «Дорожное».

) Свадьбалахская, контролирующая размещение одноимённого пояса.

Рудоконтролирующие субмеридиональные структуры представляют собой зоны дробления и трещиноватости, зоны сближения малоамплитудных сбросов, по которым проходят ступенчатые опускания блоков, микрограбенов, сопровождающихся узкой приразломной складчатостью в толще осадчных пород.

Кроме главных нарушений КРП определённую роль в контроле орудинение играют разрывные, в т.ч. скрытые, нарушения северо-заподного (300-310) и северо-восточного направления. Они подчеркиваются очертаниями выходов осадочных пород, ориентировкой месторождений и рудопроявлений.

Кроме того есть основания предпологать, что Куранахское рудное поле залегает на «головах» столбообразных, вороннообразных зон трещиноватости, постепенно выклиниваюшихся на глубину. Эти зоны возникли на пересечёных разрывных нарушений северо-западного и северо-восточного направлений.

Генезис месторожднний Куранахского рудного поля

На сегодняшний день существует следующая теория формирования месторождений КРП:

Восстающие движения земной коры в течении герциксной эпохи складчатости привели к формированию внутри щита крупных грабенов и горстов, с образованием зон трещиноватости в породах кембрийского чехла.

Затем в условиях мягкого климата происходила эрозия района с процессами химического выветривания. Вдоль зон тектонических трещин происходило интенсивное развитие карста, который заполнялся нерастворимыми осадками карбонатных пород, щебнем, галькой кремния.

Начавшееся в нижней юре опускание щита привело к постепенному заболачиванию Куранахского гребня и наполнению толщи песчано-глинестых отложений.

Киммерийская фаза тектогенеза сформировала на рудном поле зоны трещин отрыва и межпластовые зоны дробления на контакте кембрийских и юрских пород, выполненые мезозойскими дайками и пластовыми интрузиями, вмещающими рудные тела залежеобразной формы, сформированые магмой и гидротермальными растворами, поступившими из крупного магматического очага, залегающего на глубине порядка 7 км.

Первые порции растворов образовали руды прожилкового облика. Обилие пустот и трещин благоприятствовали падению температуры и давления, что привело к образованию низкопробного золота.

Рудный материал, заполнявший трещины и пустоты покрывающих песчаников образовал плотную кору, препятствующую поднятию растворов. Этот «экран» благоприятствовал расширению и растеканию гидротерм вдаль ослабленного контакта юрских пород образованию коры выветривания. Высокотемпературные условия способствовали активации процессов замещения и перекристализации силикатного материала вмещающих пород.

После рудообразования район вновь подвергся воздействию тектонических напряжений, разрядка которых проявилась в дроблении руд и орудинелых вмещающих пород, но ряд признаков свидетельствует о том, что рудные тела залегают на месте своего первоначального образования.

Морфология золоторудных тел

Золоторудная минерализация имеет площадной характер. Площадь отдельных месторождений колеблется от 1,5 км («Новое») до 15 км («Северное»), а в целом по рудному полю достигает 30 км. В результате дорозведки и эксплутационных работ первоначальные параметры рудных тел, а также месторождений сильно изменились, а в отдельных случаях их границы соединились. В настоящее время большинство месторождений представляют собой разделённые понижениями рельефа части, как бы некогда единого крупного месторождения. Это подтверждается большим сходством месторождений по геологической обстановке их залегания, морфологии, вещественному составу.

Золоторудные тела представляют собой залежи лентообразной формы с сильноизвилистыми краями, с раздувами и пережимами. На одних участках рудные тела выходят на древнюю поверхность, на других находятся под покровом юрских отложений. Эксплутационными работами подтверждено, что залежи, как правило, повторяют рельеф дна депрессий. Установлено, что кровля рудных тел прямолинейна, со стороны лежачего бока контуры более сложные, изобилуют западинами в карбонатных породах. При этом отмечается очень чёткая приуроченность верхнего контакта к базальному слою конгламератов среднеюрских пород.

В зависимости от формы залегания можно выделить 2 основных морфотипа рудных тел:

) горизонтальные пластообразные залежи, как правило границы залежей со стороны висячего и лежачего боков весьма разнообразны.

) «рудные столбы» - залежи в узких жилообразных, мульдообразных, щелевидных, воронкообразных карстовых полостях, образующих сложный лабиринт впадин.

Оба морфопипа встречаются на всех месторождениях в различных сочетаниях между собой, образуя в итоге сложные по форме рудные тела.

Многочисленные зарисовки стенок карьеров, геологическая документация полностью погашенных рудных тел, говорят о том, что большинство залежей имеют в плане изометричную или вытянутую в северном направлении форму с отчётливым сужением в глубину. Изменчивость их формы по вертикали, значительная плащадь конечного сечения наблюдается в средней части карстовых полостей. Нередки чередования раздувов с пережимами, перерывы оруденения.

В результате эксплутационных работ внутри рудных тел выявляется большое количество известняковых «останцов» различной формы и размеров. Этот факт говорит о том, что принятая густота разведочной сети 25*10 м., а тем более 50*20 м не всегда правильно отображает морфологические особенности рудных тел.

Размеры рудных тел на месторождениях колеблются в широких пределах. Мощность залежей от 1 до 40 м. (средняя 15-20 м), длина от сотни метров до нескольких километров.

По сложности геологического строения месторождения Куранахского рудного поля относятся к 3-й группе - крупные и среднего размера рудные тела с очень неравномерным распределением рудной минерализации, сложными и прерывистыми контурами промышленного оруденения.

Качество руд

Руды месторождения имеют довольно простой состав. В них преобладают две литологические разновидности - глина и обломочные фракции в виде песка, щебня, глыб минерализованных песчанников или известняков. Собственно рудные тела выделяются по данным опробования. Вмещающие породы в целом следует рассматривать как горную массу, отличающуюся от промышленных руд в основном только по содержанию золота в них.

Литологический состав по данным (1975-76 г.) следующий:

Глина 0,1 мм 45-50%

Песок 0,1-2,0 мм 5-10%

Обломочная фракция 2-100 мм 30-35%

Драбящая фракция 100 мм 15-20%

Золото в исследуемых продуктах характеризуется преимущественно тонкопластинчатой, иногда камковидной, крючковатой формы, чистые золотины обладают характерным металлическим блеском и золотисто-жёлтым цветом. Золотины с пленками имеют красноватый цвет, иногда с побежалостями. Поверхность тонкогубчатая, слабошороховатая, ямчатая.

Пробность золота 900-923.

Мерзлотно-гидрогеологические условия

В соответствии с гидрогеологическим районированием, площадь Куранахского рудного поля относится к области южной краевой части Якутского артезианского бассейна и располагается в пределах в пределах Якокут-Селигдарского бассейна трещинно-карстовых вод. Отличается практическим отсутствием подземных вод в юрских отложениях. Грабеноподобная структура КРП обуславливает формирование в его пределах бассейна трещинно-карстовых вод нижне-кембрийских карбонатных пород.

Пересыхание и безводность гидросети КРП и близ лежащих площадок объясняется отсутствием постоянно действующих источников питания, литологическим составом пород и геологической структурой района. На площади самого рудного поля установлены подземные воды юрских, кембрийских и четвертичных пород.

Источником питания алювиально-делювиальных вод являются атмосферные осадки.

В водном бассейне описываемого района подземные воды юрских отложений играют незначительную роль, представлены они скоплением гидравлически слабо связанных или разобщённых линз подземных вод мощностью в среднем 20 м.

В питании трещинно-карстовых вод нижнекембрийских карбонатных пород участвуют атмосферные осадки, дренаж вышележащих горизонтов элювиально-делювиальных и аллювиальных вод и инфильтрация поверхностного стока. Направление потока трещино-карстовых вод северо-западное, в сторону долины р. Алдан. Абсолютная отметка зеркала этих вод 300-310 м. Амплитуда колебания уровня 20-25 м.

По условиям циркуляции подземные воды нижнекембрийских карбонатных пород являются основным источником водоснабжения, а по уровню залегания не имеют влияния на открытые горные работы.

Распространение и формирование многолетнемёрзлых пород на Куранахском рудном поле контролируется геолого-геморфологическими и гидрогеологическими условиями, а так же особенностями состава рыхлых четвертичных пород. Прерывистое, часто остравное развитие многолетнемёрзлых пород на водоразделах вызвано инфильтрацией атмосферных осадков, которой способствуют малые уклоны, затрудняющие поверхностный сток, слабая задернованность, супесчаность, щебнистый состав элювиальных отложений, повышенная тектоническая трещиноватость поперечных пород и значительное количество осадков в тёплый период года (400-420 мм).

В мерзлотном отношении территория района входит в зону остравного развития многолетнемёрзлых пород. В районе месторождений КРП мощность многолетнемёрзлых пород в среднем составляет 20-30 м., реже достигает 60-70 м. Форма массивов покровная, линзообразная. Мощность деятельного слоя изменяется в пределах 0,5-3,5 м.

Характеристика месторождения

Золоторудное месторождение «Новое» расположено на водоразделе реки Якокут, бассейна р. Алдан, в южной части центральной рудной зоны Куранахского рудного поля. В геологическом строении месторождения принимают участие все породы стратиграфического разреза рудного поля, кроме магматических.

Расположено месторождение в восточном борту крупной депрессии. Рельеф дна депрессии сложный, он изобилует гребнями и впадинами, отстающими друг от друга на 40-60 м. Впадины и гребни по дну депрессии простираются в северо-заподном направлении.

Месторождение протяжённостью около 900 м., шириной от 20 до150 м., глубиной залегания до 40 м.

В составе месторождения преобладают две литологические разновидности - глина и обломочная фракция в виде песка, щебня, глыб минерализованных песчаников, известняков и метасомотитов.

Гранулированный состав руд неоднороден: от дресвы до глыб в несколько кубических метров. Преобладающие обломки размером 5-30 см. распространены равномерно. Грубообломочный материал составляет 28-63%, а глинестый 30-48%.

а) глинесто-песчаные руды (песок, обломочная фракция 60-65%);

б) песчано-глинестые (глина 45-50%).

Удельный вес вмещающих пород - 2,2 т/м³. Объёмный вес руды - 1,61 т/м³.

Инженерно-геологические условия

Породы, слагающие месторождение имеют широкий диапазон прочностных свойств. Коэффициент крепости по шкале Протодьяконова колеблется в пределах f = 6 - 18. На месторождении развита трещиноватость пород на участке выхода известняков, развитие трещин различное: от нескольких сантиметров до 2-х метров. Общая протяжённость рудной залежи 700 м, ширина - до 100 м., мощность от 1 до 20 м, средняя - 15 м.

Распределение золота в руде неравномерное.

Гидрогеологические условия на месторождении благоприятные для его отработки открытым способом. Месторождение «Новое» сложено талыми породами. Максимальная глубина залегания 40 м (550 - наибольшая отметка поверхности и 490 - нижняя отметка рудной залежи).

Запасы полезного ископаемого

Подсчёт балансовых запасов месторождения «Новое» составили 710146 м³.

Для подсчёта эксплутационных запасов необходимо определить нормативы потерь и разубоживания. По данным института потери в среднем по месторождению составляет 2,35%, разубоживания 14,4%.

Объём эксплутационных запасов:

Э=Б+Р-П; м;

где, Б - балансовые запасы, м;

Р - разубоживание, м;

П - потери, м;

Полученные данные сводим в таблицу.

Таблица 1.

Данные	Руда, тыс. м3	%	Ср. содерж. г/т	Аu, кг.
Балансовые	590,6	100	2,1	-
Потери	16,7	2,35	-	-
Разубоживание	102,7	14,4	-	-
Эксплутационные	710146	112,5	2,1	2401

1.2 Задачи дипломного проектирования

месторождение горный выемка вскрытие

Горный инженер по специальности - Открытые горные работы должен: иметь представление:

- о современном состоянии горного производства и путях его развития на ближайшую перспективу;

об основных научно-технических проблемах открытых горных работ;

об экологических последствиях горных работ и их влиянии на окружающую среду;

знать:

- физико-экономические свойства породных массивов и их структурно-механические особенности;

механические процессы в массивах горных пород, возникающие в результате нарушения их естественного напряжённо-деформированного состояния при ведении горных работ, а также в техногенных образованиях;

закономерности взаимодействия рабочих органов горных машин и горных пород;

закономерности поведения породных обнажений и незакономерных горных выработок;

системы разработки и схемы вскрытия месторождений полезных ископаемых открытым способом в различных горно-геологических условиях;

основы комплектации технологических схем и основные характеристики современного и перспективного горного и транспортного оборудования карьеров;

основы организации и управления горным производством;

общие виды и принципы проектирования, состав и содержание проектной документации, методы инженерного проектирования и оптимизации, системы автоматизированного проектирования;

научные и инженерные основы охраны труда, предупреждения травматизма, профессиональных заболеваний, аварий, пожаров при ведении открытых горных работ, взрывных работ.

основы эксплуатации и ремонта горного, транспортного и обогатительного оборудования;

правила хранения, учёта, перевозки и уничтожения ВМ, требования и содержание проектной документации при выполнении взрывных работ на земной поверхности и в карьерах;

методы и способы управления качеством добываемых полезных ископаемых;

направление комплексного использования недр, попутного использования горных пород и отходов горного и обогатительного производства;

уметь:

производить эксплутационные расчёты горных и транспортных машин в различных технологических схемах, обосновать их выбор для заданных горно-геологических условий и объёмов горных работ;

выбрать технологию рассчитать параметры буровзрывных работ и организовать проведение взорванных работ, обеспечивая требуемое качество взорванных пород, эффективность и безопасность;

разработать и доводить до исполнителей наряды и задания на выполнение горных работ, осуществлять контроль и обеспечить правильность выполнения их исполнителями, оперативно устранять нарушения в ходе производственных процессов;

анализировать и оценивать действия подчинённых, контролировать состояния морально-психологического климата в коллективе, поддерживать необходимый уровень дисциплины, предотвращать, нарушения и конфликты в трудовом коллективе;

вести первичный учёт выполняемых работ, анализировать оперативные и текущие показатели производства, обосновать предложения по совершенствованию организации управления;

разработать годовые и перспективные планы горных работ в конкретных условиях;

формировать технологические грузопотоки, схему вскрытия, транспортные и технологические схемы;

формализовать, представить в математическом виде и решить задачи открытых горных работ с помощью современных методов и вычислительных средств;

разработать отдельные части проектов строительства, реконструкции и перевооружения объектов горных работ, разработать рабочую документацию, проектировать организацию строительства;

владеть:

горной и строительной терминологией;

навыком работы на ЭВМ;

основными нормативными документами;

метрологическими правилами, нормами, нормативно-техническими документами по стандартизации и управлению.

2. Горно-геометрический анализ

 

2.1 Выбор способа разработки

Месторождение «Новое» целесообразно разрабатывать открытым способом. На это указывают следующие факторы:

0   значительные размеры рудного тела в плане;

1   мощность вскрыши до 20 метров;

2   мощность рудного тела до 20 метров;.

3   по данным геологического отчета простые гидрогеологические условия, незначительные водопритоки.

Открытый способ разработки полезных ископаемых является наиболее перспективным в технологическом, экономическом и социальном отношениях.

К преимуществам открытого способа разработки по сравнению с подземным относятся возможность обеспечения более высокого уровня комплексной механизации и автоматизации горных работ, более высокая производительность труда и меньшая стоимость продукции, более безопасные и гигиеничные условия труда, более полное извлечение полезного ископаемого, меньшие удельные капитальные затраты.

Исходя из вышеизложенного для разработки месторождения «Новое» принимаем открытый способ разработки.

Основными элементами системы открытой разработки являются:

ü высота уступа;

ü  ширина заходки;

ü  ширина рабочей площадки;

ü  длина фронта работ карьера;

ü  скорость подвигания фронта работ.

Высота уступа определяется параметрами применяемого горного и транспортного оборудования с учетом безопасности работ (10 м). Общее количество вскрышных уступов на данном месторождении составило 1-2 шт. Угол откоса уступа принимался исходя из физико-механических свойств пород (песчаники, глинистые сланцы) и параметров выемочного оборудования, принимаем 80⁰.

Ширина рабочей площадки уступа определяется физико-механическими свойствами горных пород, рабочими параметрами выемочно-погрузочного оборудования и видом транспорта.

Для одноковшового экскаватора ширина рабочей площадки, м:

Шр.п =А + с1+ Е + П1 + с2 + bп+ а+ б; (2.1)

где:

A - ширина заходки А=(1,5-1,7) Rч.у, м;

с2 - расстояние от оси дороги до нижней бровки уступа или развала, м;

с1 - расстояние между полосой размещения дополнительного оборудования и полосой безопасности, м;

П1 - полоса для размещения дополнительного оборудования, м;

bп - полоса безопасности (призма обрушения), м;

Е - расстояние между осями движения на двухполосной дороге, м;

а - предохранительный вал, м;

б - кювет, м.

Шр.п =16+3+4.5+3+3+3+1,5+0,5=24,5 м

Длина фронта работ карьера является суммой вскрышного и добычного фронтов, м:

 (2.2)

Lф.р= Lв.ф. + L д.ф = 700 м

Скорость подвигания фронта работ, м/год:

Uф = Lф.р / t, м (2.3)

где:

L_ф.к. - длина фронта работ карьера, м;

t - срок отработки запасов в границах этапа, год;

Uф = 700/ 2,2 = 318,2 м/год

 

2.2 Контуры карьера

Правильный выбор контуров карьера имеет важное значение так как ими определяется объём промышленных запасов полезного ископаемого и объём подлежащих удалению вскрышных пород, что во многом влияет на такие важнейшие характеристики карьера, как производительность и срок существования. Положение контуров определяется инженерно-геологическими, горнотехническими, экономическими и другими факторами, такими, как пространственное расположение полезных ископаемых в земной коре, запасы месторождения, физико-механические свойства и устойчивость пород, режим горных работ, необходимая мощность предприятия, схема вскрытия, система разработки, параметры предполагаемого к применению оборудования Проектные контуры карьера могут быть подразделены на конечные, перспективные и промежуточные.

Конечными называют контуры, по которым согласно проекту должны быть погашены открытые горные работы. Конечные контуры должны определяться максимально возможной степенью точности. Конечная глубина карьера составляет 40 м.

Перспективными называются контуры, до которых в соответствии с проектом предполагается развитие горных работ. Перспективные контуры карьера определяются приближенно и при разработке карьера могут корректироваться. Промежуточными называют контуры, которые согласно проекту предполагается достичь к определенному моменту разработки.

В условиях рудника « «КУРАНАХ», в состав которого входит золоторудное месторождение «Канавное», к балансовым относят запасы с содержанием золота от 1 г/т и выше. Следовательно, рудное месторождения «Новое» полностью подлежит отработке т.к. содержание золота в рудах месторождения колеблется от 1,2 до 20 - 30 г./т. Среднее содержание по месторождению 2,1г/т.

Месторождения «Новое» представляет собой удлиненное карьерное поле и относится к разработке поверхностного типа.

Глубина карьера определяется как разность между наибольшей высотной отметкой поверхности (+550 м) и наименьшей высотной отметкой рудного тела (+510 м). Принимаем максимальную глубину равной 40 м.

Проектные контуры карьера могут быть подразделены на конечные, перспективные и промежуточные.

Конечными называют контуры, по которым согласно проекту должны быть погашены открытые горные работы. Конечные контуры должны определяться максимально возможной степенью точности. Конечная глубина карьера составляет 40 м.

Перспективными называются контуры, до которых в соответствии с проектом предполагается развитие горных работ. Перспективные контуры карьера определяются приближенно и при разработке карьера могут корректироваться. Промежуточными называют контуры, которые согласно проекту предполагается достичь к определенному моменту разработки.

При проектировании необходимо установить границы карьера таким образом, чтобы обеспечить максимальную эффективность открытой разработки, лучшие, по сравнению с другими способами разработки, экономические показатели, наиболее полное извлечение запасов, безопасные условия труда, надежную и устойчивую работу предприятия.

Нерабочий борт конструктивно в профиле представляет собой сочетание транспортных берм, берм безопасности и откосов погашенных уступов:

β max = tg (H / n*h*ctgα+bб*(n-1)+ bт) (2.4)

β max = tg (40 / 4*10*ctg55˚+ 6*(4-1)+15=40

 

Технически допустимый угол откоса борта карьера без транспортных и предохранительных берм:

β max = tg (3H / ctg55˚+(H - h)) (2.5)

βmax=tg (3×40/ctg80˚+(40-10))=77˚

 

Угол откоса нерабочего уступа принимаем равным - 80˚,

Угол откоса рабочего борта - 65˚,

Глубина карьера - 40 м (по разрезам),

Расстояние между соседними положениями фронта работ - 50 м

Угол откоса борта карьера принимаем равным 40 градусов.

Производительность (м³) карьера по полезному ископаемому:

Qп.и = Vп.и / T (2.6)

 

где V п.и - объем полезного ископаемого, м³

Т - срок отработки запасов, лет.

Q п.и = 710146/2,2= 322793,6, м³

Производительность (м³) карьера по вскрыше:

Q в = V в / Т (2.7)

Q в = 1489507/2,2= 976991,4, м³

2.3 Режим горных работ

Динамика развития рабочей зоны карьера, в которой производится выемка полезного ископаемого и пустых пород, во многом определяет интенсивность и эффективность разработки месторождения. Поэтому одна из центральных проблем, которая должна решаться при проектировании карьера в первоочередном порядке, заключается в установлении режима горных работ, т.е. последовательности выполнения вскрышных и добычных работ по этапам и календарным периодам существования карьера, обеспечивающего планомерную, безопасную, и экономически эффективную разработку месторождения.

Для создания стабильного экономического положения предприятия принимаемый режим горных работ должен полностью соответствовать договорным обязательствам на поставку продукции, как в части объемов и номенклатуры, так и по условленной ритмичности и надежности, а также не иметь краткосрочных периодов со значительными колебаниями горных работ. Режим горных работ считается установленным, если найдено начальное положение и главное направление развитие горных работ, календарное распределение объемов вскрышных и добычных работ по годам существования карьера, отвечающее экономическим, техническим и другим критериям, требованиям потребителей продукции по объемам, качеству ритмичности и надежности поставок, а также обеспечивающие условия стабильной, экономически эффективной работы предприятия.

Таким образом, в процессе проектирования режима горных работ должны быть определены места заложения начальных горных выработок, выбрано направление и интенсивность развития горных работ в глубину и по простиранию по отдельным бортам карьера, определен необходимый и достаточный объем горно-капитальных работ, найдена протяженность фронта работ по вскрыше и добыче на период сдачи карьера в эксплуатацию и в последующие годы, установлена мощность карьера по полезному ископаемому и вскрышным работам. Эти решения предопределяют выбор вскрытия, системы разработки, конечных контуров карьера, календарного плана горных работ.

Режим горных работ характеризуется графиками (таблицами) горно-геометрического анализа и календарными графиками.

Суть горно-геометрического анализа карьерных полей состоит в изучении распределения объемов горной массы, полезного ископаемого и вскрышных пород, извлекаемых из карьера по календарным периодам разработки в зависимости от места начала и направления развития горных работ. С этой целью выбирается ряд начальных положений разрезной траншеи и направлений развития горных работ. Для каждого выбранного варианта развития работ строится график зависимости извлекаемых объемов от положения горных работ (для крутых залежей V= f (H); для горизонтальных V= f (L). В этом графике на оси абсцисс фиксируются положения горных работ и по оси ординат - соответствующие им объемы горной массы, полезного ископаемого и вскрышных пород.

Построенные для карьера графики V=f(H); V=f(L) трансформируются

в календарные графики V=f (T), которые и служат основой для принятия основных решений при общем проектировании карьера.

Исходным материалом для горно-геометрического анализа в зависимости от типа и сложности месторождения служат поперечные геологические сечения, погоризонтные планы или топографические планы с нанесенными изомощностями пород и полезного ископаемого.

Срок службы карьера при данной производственной мощности составит:

Тк = V / Qгод (2.8)

где Зп - промышленные запасы, т.

Qгод - производственная мощность карьера, т/год.

Т_к = 2199653, 4 / 976991,4 = 2,2 лет.

2.4 Расчётные объёмы работ

На проектируемом золоторудном карьере применяем круглогодичный режим работы с непрерывной рабочей неделей в 3 смены по 8 часов. Исходя из этого и с учетом постоянного потребителя, принимаем следующий режим работы карьера:

Режим работы карьера:

Число рабочих дней в году-337;

Непрерывная рабочая неделя;

Число рабочих смен в сутки - 2;

Продолжительность смены - 12 ч.

Годовые и сменные расчётные объёмы добычных и вскрышных работ:

По полезному ископаемому объёмы работ за 1 год составили 322793,6 м³, в сутки 2899 м³, в смену 1449,5 м³.

По вскрыше за 1 год 976991,4 м³, в сутки 2899 м³, в смену 1449,5 м³.

3. Горная часть

3.1 Вскрытие месторождения

Целью вскрытия месторождения является создание горных выработок и транспортных коммуникаций, позволяющих обеспечить выемку и перемещение из карьера вскрышных пород и полезного ископаемого в необходимых объемах.

Способ вскрытия характеризуется, прежде всего, видом вскрывающих выработок. В большинстве случаев для вскрытия рабочих горизонтов карьера применяют открытые горные выработки.

При проектировании способа вскрытия необходимо определить положение вскрывающих выработок относительно контура карьера (внутренние, внешние, смешанного заложения), положение осей и глубину заложения внешней части выработок, стационарность, наклон, число обслуживаемых горизонтов, характер движения транспортных средств, их геометрические размеры, пропускную (провозную) способность, а также положение и параметры разрезных траншей.

К горно-капитальным (горно-строительным) работам относятся горные работы, выполнение которых осуществляется в период строительства карьера (от начала строительства до момента сдачи карьера в эксплуатацию), работы по проведению капитальных и разрезных траншей, а также работы по разносу уступов до границ, определяемых контуром карьера на момент сдачи его в эксплуатацию.

Выбор способа вскрытия производим исходя из принятой системы разработки (Е.Ф. Шешко - Б-6 с транспортированием породы частично на внутренние и частично на внешние отвалы; Н.В. Мельников - ЭТО для

транспортирования вскрышных пород, ЭТР для транспортирования руды;

В.В. Ржевский - СПО (сплошная поперечная однобортовая) и вида карьерного транспорта (ЭКГ - 5А, БелАЗ - 7555) с учетом горнотехнических условий месторождения «Новое». В качестве вскрывающих выработок принимаем внешнюю капитальную траншею, вскрывающую горизонты 550, 540 м. Уклон траншеи i = 80 ‰, а минимальная ширина по основанию 40 м, исходя из условий нормального расположения горного и транспортного оборудования при проходке, затем проводится разрезная траншея на всю ширину рудного тела для создания фронта работ на вскрышном уступе. Вторая капитальная траншея с отметки поверхности +540 м, которая вскрывает рудное тело на горизонте +530 м. Затем проводится разрезная траншея для создания фронта работ на добычном уступе и подготовке к выемке запасов полезного ископаемого.

Проходка траншей осуществляется с применением буровзрывных работ по транспортной схеме экскаватором ЭКГ-5А с погрузкой горной массы в автосамосвалы БелАЗ 7555.

Согласно данному способу вскрытия были рассчитаны параметры нерабочего борта. Угол откоса нерабочего борта равен 40˚. Ширина предохранительных берм принята 6 м, ширина дороги (при двустороннем движении) равна 15 м.

Вскрытие проектируемого месторождения производим капитальной траншей внешнего заложения. Первая капитальная траншея вскрывает горизонт +525 м и проводится с отметки поверхности +530 м, затем проводится разрезная траншея на всю ширину рудного тела для создания фронта работ на вскрышном уступе. После того, как будут вскрыты необходимые объемы полезного ископаемого, проводится вторая капитальная траншея с отметки поверхности +525 м, которая вскрывает рудное тело на горизонте +510 м. Затем проводится разрезная траншея для создания фронта работ на добычном уступе и подготовке к выемке 3-х месячных запасов полезного ископаемого.

Отработка добычного уступа в западной части месторождения ведется с севера на юг.

Такая схема отработки принимается для того, чтобы обеспечить возможность складирования вскрышных пород во внутренние отвалы. При этом внешнее отвалообразование частично прекращается и вскрышные породы складируются во внутренний отвал.

3.2 Система разработки. Механизация горных работ

Открытые горные работы характеризуются определенным порядком и последовательностью выемки и перемещения полезного ископаемого, покрывающих и вмещающих пород.

Для планомерной разработки пород и руды рационального использования оборудования карьерное поле разделяем на отдельные горизонтальные выемочные слои (горизонты). Выемку слоев (горизонтов) производим сверху вниз, независимо от направления напластования пород. Число и высота слоев зависит от мощности и глубины залегания рудных блоков.

Направление развития горных работ на уступе при разработке горизонта выбираем по следующим признакам:

• по расположению - фронт работ располагаем попрек с направлением его перемещения вдоль длинной оси месторождения;

• по структуре - сложно разнородный фронт работ, по причине невозможности выделить блоки только с пустыми или полезными ископаемыми одного сорта, производим раздельную выемку горнорудной массы;

• по направлению перемещения горнорудной массы - перемещение из забоя с применением карьерного транспорта;

• по погрузке горной массы - погрузка в транспортные средства на горизонте установки выемочно-погрузочного оборудования;

• по числу транспортных грузовых выходов - тупиковый фронт на уступе, который имеет общий выход, служащий для подачи автомобилей и для выдачи горнорудной массы.

Основным и безусловным фактором выбора системы разработки является следующее:

• залежи рудных тел характеризуются выходом руды на поверхность и имеют небольшую мощность;

• месторождение «Новое» является частью Куранахского рудного поля на территории которого ведутся открытые горные работы с применением транспортной системы разработки.

Принятая система разработки, согласно классификации академика ВВ. Ржевского, является сплошной, индекс группы - С. Подгруппа - сплошные поперечные, индекс подгруппы - СП. Система разработки двухбортовая (с преобладанием однобортовой системы разработки в начальный и конечный периоды разработки), индекс системы - СПД. По способу отвалообразования месторождение относится к категории с комбинированным отвалообразованием. На начальном этапе осуществляется внешнее отвалообразование, затем внутреннее.

По классификации профессора Е.Ф. Шешко: по направлению перемещения вскрышных пород в отвалы золоторудное месторождение «Канавное» относится к группе Б - система с продольным перемещением вскрыши на отвалы при помощи транспортных средств. В начальный период разработки месторождения отвалообразование производится во внешние отвалы, впоследствии отвалообразование производится во внутренние отвалы. Следовательно месторождение относится к подгруппе Б-6 - система с транспортированием породы частично на внутренние и частично на внешние отвалы.

По классификации академика М.В. Мельникова по способу транспортирования вскрышных пород на отвалы - система разработки относится к транспортным.

Высота уступа определяется из условий обеспечения безопасности горных работ, высокой производительности оборудования, наиболее полного извлечения полезных ископаемых, минимальных объёмов вспомогательных работ и других факторов, но доминирующее значение имеет безопасность горных работ.

Способ выемки:

• Вскрыша - экскаваторный (продольными заходками) с применением БВР;

• Добыча - экскаваторный (продольными заходками) с применением БВР;

Класс механизации:

• Вскрыша - ЭТО с использованием экскаватора ЭКГ-5А и автосамосвалов;

• Добыча - ЭТР с использованием экскаватора ЭКГ-5А и автосамосвалов.

На буровых работах применяем станок вращательного бурения шарошечными долотами СБШ-250 МНА-32 с диаметром долота 215 мм (обоснование п. 3.3). Скорость хода 0,42 км/ч. Оптимальной моделью экскаватора исходя из технических характеристик и условий разработки карьера является экскаватор ЭКГ-5А. Емкость ковша 5 м³, скорость хода 0,42 км/ч.

Проектом предусматриваем транспортную систему разработки, сверху вниз горизонтальными слоями, с заходками вкрест простирания рудной залежи.

При зарезке очередного слоя оставляется предохранительная берма шириной 6 м. Так как состав вмещающих пород неоднороден, то углы погашения уступов предусматриваем до 80˚.

Общий угол погашения карьера составляет 40˚.

Для зачистки подошвы забоя, подъезных путей, штабелирования горной массы, уборки кусков негаборитов за экскаватором закрепляется бульдозер.

Минимальная ширина экскаваторной заходки на вскрышных породах принимается в зависимости от размеров погрузочного оборудования, а также размеров марки автосамосвалов при различных схемах подачи их к месту погрузки.

Учитывая параметры и конструктивные особенности применяемого экскаватора, условия безопасной и эффективной работы погрузочно-транспортного оборудования принимаем максимальную высоту уступа 10 м.

Минимальная ширина экскаваторной заходки принимается в зависимости от размеров погрузочного оборудования, также размеров марки автосамосвалов при различных схемах подачи их к месту погрузки (А = 14 м).

Ширину рабочей площадки определяем с учетом размещения погрузочного оборудования, автомобильного подъезда и их совместной работы (Шр.п = 24,5 м).

Таблица 3.1

Параметры	ЭКГ-5А
Высота уступа в целике, не более Н, м	10
Ширина заходки А, м	14
Ширина рабочей площадки В, м	24,5
Угол откоса уступа a, градус	80˚
Ширина призмы обрушения	3
Максимальная высота черпания Н1, м	9,7
Радиус черпания на уровне стояния Rч.у, м	9,5
Максимальная высота разгрузки Н2, м	6,7
Максимальный радиус разгрузки R1, м	12,3
Максимальный радиус черпания R2, м	14
Радиус разворота автосамосвала (55 тонн)	9

3.3 Подготовка горной массы к выемке

Проектом предусматривается буровзрывной способ подготовки горных пород к выемке. Отбойку горной массы на месторождении «Новое», как и на всех месторождениях Куранахского рудного поля, производим методом скважинных зарядов при высоте уступа 10 м с применением массовых взрывов.

На месторождении «Новое» залегают породы крепостью на вскрыше f-5, на добыче f-6. СБШ - станки вращательного бурения шарошечными долотами с очисткой скважины воздухом, пяти типоразмеров с условными диаметрами буримой скважины от 215 до 400 мм при крепости пород ƒ=6÷18. Для бурения скважин предусматривается применение станков марки СБШ-250-32МН (d=215). Диаметр скважины равен: =. Диаметр скважины принимаем равным 215 мм.

Проектом предусматривается применение на руднике механизация взрывных работ - доставка к местам работ и заряжание ВВ с помощью специальных зарядно-доставочных автомашин МЗД-1.

Взрывные работы производим методом скважинных зарядов с помощью детонирующего шнура, короткозамедленным взрыванием с пиротехническим реле РП-Н с интервалом замедления 30, 35 мс. Способ инициирования - электрический, с помощью электродетонаторов.

Применяем вид ВВ: граммонит 79 / 21.

Для боевиков применяем тротиловую шашку - детонатор ТГ-500 и патронированный аммонит 6ЖВ. В зимнее время, при температуре ниже - 28˚С применяем детонирующий шнур марки ДШЭ-12.

3.3.1 Расчет параметров буровзрывных работ

1. Относительный показатель трудности бурения горной породы (Пб):

                        (3.3.1)

где: σсдв - предел прочности горной породы на сдвиг, МПа;

σсж - предел прочности горной породы на сжатие, МПа;

γ - объемный вес горной породы, кг/м³.

(2 класс, средняя буримость)

П.и. П_б=0,07∙(5.25+65)+7∙10∙2,2=5,1

(2 класс, средняя буримость)

. Средний размер куска горной породы (dср):

                                 (3.3.2)

, м³

где: Е - емкость ковша погрузочного средства, м³,

V-ёмкость кузова автотранспорта, м³.

d_ср≥ 0,7∙ √5=1,2 м³

d_ср≥ 0,7∙ √25=2.05 м³

. Диаметр скважины (dскв):

                           (3.3.4)

d_скв=17∙ 5+122=207, ММ

. Техническая скорость бурения

 

                   (3.3.5)

где:

Р_о - осевое давление бурстанка на забой скважины, определяется по выражению:

                             (3.3.6)

Вскрыша

П.и.

Вскрыша

П.и.

. Основное время бурения 1 п.м. скважины:

 

                                                    (3.3.7)

. Число удлинений бурового става:

Где L_б - длина бурового става.

. Вспомогательное время на бурение 1 п.м. скважины

где: Т₁ - время на переезд станка (10 м)

Т₂ - время на удлинения става (4 мин)

. Сменная эксплуатационная производительность:

где: Тсм - продолжительность смен, час;

kи - коэффициент использования бурового станка (0,65).

=130 пм/см

Суточная:

 

где: n - число смен в сутки.

Q_сут=130 ∙ 2=260 м/сут

Годовая:

Qгод = Qсут ∙Тгод, м/год

где: Тгод - число рабочих дней в году (304).

Qгод=304∙260=79040 п.м/год

7. Рабочий парк буровых станков СБШ - 250 - 32 мн:

 

где: Vг.м - объем горной массы подлежащей обуриванию, м³;

qг.м - выход взорванной горной массы с 1 п.м скважины, м³ /м

                              (3.3.13)

Qг.м = =26,04 м³/м

Nб.с ==1 шт.

. Ширина экскаваторной заходки:

 

А=1,7Rч.у                     (3.3.14)

А=1.7∙ 9.5=16 м

. Требуемая ширина развала:

 

                             (3.3.15)

где: nз - число экскаваторных заходок (1-3)

Вр=16 ∙ 3 =48 м

10. Ожидаемая высота развала, м

 

                              (3.3.16)

Hр=1.2 ∙10=12 м

. Расчетный удельный расход ВВ:

 

, кг/м³

где: qэ - эталонный расход ВВ, кг/м³

k1 - поправочный коэффициент на размер кондиционного куска;

Аэ и А - идеальная работа взрыва эталонного и принятого ВВ, см³.

Вскрыша q= =0,76 кг/м³

П.и q= =0,55 кг/м³

12. Вместимость 1 м скважины:

 

Р =  ∙ dскв² ∙∆, кг/м       (3.3.18)

где: dскв - диаметр скважины, мм;

∆ - плотность заряда в скважине, кг/м

Р= 0.785∙ 0,215² ∙0,85∙ 10³ =31 кг/м

13. Линия сопротивления по подошве уступа:

 

                          (3.3.19)

W =0,9∙ =6 м вск

W=0,9∙=7 м п.и

Принимается по условиям безопасности при бурении скважин первого ряда:

 

Wр ≥ Wб = Ну ∙ctgα + c, м

где: α - угол откоса, градус;

с = 3 м - безопасное расстояние от оси скважины первого ряда до бровки уступа, м.

 

W_р ≥ W_б = ∙ ctg80+3 вск

W_р ≥ W_б=10 ∙ ctg80+3 п.и

. Расстояние между скважинами в ряду:

 

                             (3.3.21)

=6 м вск

=7 м п.и

 

15. Расстояние между рядами скважин при многорядном КЗВ:

 

b = Wр = 6 м вск

b=Wр=7 м п.и

 

16. Глубина перебура скважин:

hпер =  ∙Ну, м                   (3.3.22)

П.и. hпер=

Вскрыша hпер= 0,2 ∙10=2 м

. Глубина скважины (вертикальной):

скв = Ну + hпер, м               (3.3.23)

П.и. скв =

Вскрыша скв = Ну = 12 м

18. Масса заряда в скважине:

Qз = q ∙Hу ∙Wр ∙ а, кг             (3.3.24)

Qз =0,76∙ 10∙6∙6=274 кг вск

Qз=0,55∙10∙7∙ 7=270 кг п.и

. Длина заряда в скважине:

 

 =, м                              (3.3.25)

 ==8.8 м вск

L==8.7 м п.и

. Длина забойки:

 

 = lскв - lзар, м                          (3.3.26)

П.и.   з=12-8.7=3.3 м

Вскрыша L=12-8.8=3.2 м

. Ширина развала породы от первого ряда скважин:

 

                             (3.3.27)

где:  - коэффициент взрываемости породы;

- коэффициент дальности отброса породы.

Вскрыша    В_р1=2.5∙0.9∙10∙ 0.76=19,6 м

П.и В_р1=2.5∙0.9∙10∙ 0.55=16,6 м

22. Ширина взрываемого блока:

Шб = Вр-Вр+ W, м                          (3.3.28)

Вскрыша Шб =48-19.6+6=34,4 м

П.и Шб =48-16.6+7=38,4 м

. Расчетное число скважин:

 

 = , шт.             (3.3.29)

Вскрыша  ==6 шт.

П.и  ==6 шт.

. Расчетное число скважин в ряду:

 

                              (3.3.30)

Вскрыша = =8 шт.

П.и = =7 шт.

где: Lб - длина взрывного блока, м

. Фактическая ширина взрываемого блока:

Шбф = пр ∙ W м                     (3.3.31)

Вскрыша Шбф = 5 ∙ 6 = 30 м

П.и Шбф = 5 ∙ 7 = 35 м

. Фактическая ширина развала взорванной породы:

В_р.ф=В_р1+(п_р-1) b м                          (3.3.32)

Вскрыша В_р.ф =19.6+(6-1)∙6=49.6 м

П.и В_р.ф =16.6+(6-1)∙7=51.6 м

. Фактическая ширина экскаваторной заходки:

 

А_ф=  м                                       (3.3.33)

Вскрыша А_ф==16.5 м

П.и А_ф==17.2 м

. Объем взрывного блока:

Vб = Lб ∙ Шб ∙ Ну, м              (3.3.34)

Вскрыша Vб =50∙10∙30=15000 м³

П.и Vб =50∙10∙35=17500 м³

. Суммарная длина скважин в блоке:

 

         м              (3.3.35)

Вскрыша ∑l=8∙6∙12=576 м

П.и ∑l=7∙6∙12=504 м

 

30. Количество ВВ на взрыв блока:

 

                   (3.3.36)

Вскрыша Qбф =274∙8∙6=13152 кг

П.и Qбф =270∙7∙6=11340 кг

31. Фактический удельный расход ВВ по блоку:

 

q = , кг/м             (3.3.37)

вскрыша qф = =0.876 кг/м³

п.и qф = =0.648 кг/м³

. Количество скважин на взрываемый блок:

 

                (3.3.38)

Вскрыша Nскв==48 шт.

П. и Nскв==42 шт.

. Расчет времени замедления зарядов ВВ при КЗВ:

t_опт=KW (3.3.39)

Вскрыша t_опт =4.5∙6=30 мс

П.и t_опт =4.5∙7=35 мс

. Количество промежуточных детонаторов:

Nд = 2 ∙Nскв, шт.                              (3.3.40)

Вскрыша Nд =2∙48=96 шт.

П.и Nд =2∙42=84 шт.

. Количество ДШ определяется из выражения:

 (3.3.41)

где: k - коэффициент зависящий от глубины скважины (lскв ≤ 15 м, k = 1).

Вскрыша Lд=0.01∙48 ((54∙6+20)+(1,41∙6)∙75+100∙1+100∙1 (12+2))=1189.7 м

П.и Lд=0.01∙42 ((54∙7+20)+(1,41∙7)∙75+100∙1+100∙1 (12+2))=1108.07 м

. Количество пиротехнических замедлителей:

Nк.з =n_р -1, шт.                       (3.3.42)

Вскрыша Nк.з =6 -1=5, шт.

П.и Nк.з =6 -1=5, шт.

Выбираем продольную порядную схему замедления.

Расчет магистральной электровзрывной сети:

. Длина магистрального провода:

 

L = k∙l з.с м;                             (3.3.43)

Где: к - коэффициэнт запаса магистрали (1,1);

L з.с. - расстояние от взрывной станции до места

взрыва;

L = 1.1 ∙ 900 = 990 м

. Удельное сопротивление провода:

р=ро (1+ а ∙(to - 20)), Ом∙мм² /м (3.3.44)

где: ро - удельное сопротивление провода - 0,0175 Ом∙мм²/м

а - температурный коэффициэнт сопротивления - 0,0044

to - температура окружающего воздуха - +30 - 50 град

ро = 0,0175∙(1+0,0044∙(30-20)) = 0,0183 Ом∙мм²/м

. Сопротивление магистрального провода:

Rm = р∙2∙ , Ом                    (3.3.45)

Где: S - площадь поперечного сечения провода.

Rm = 0,0183∙2∙990 = 144,9 Ом

. Общее сопротивление магистрали и ЭД:

Rобщ = Rm + Rэд, Ом                              (3.3.46)

Где: Rэд - сопротивление электродетонатора, Ом

ЭД - 3 - Н = от 2 до 4,2 Ом

Rобщ = 144,9 + 4,2 = 149,1 Ом

. Сила тока поступающий в ЭД:

 

Jэд = , А                (3.3.47)

Где: U - напрежение выдаваемое взрывной машинкой - 1500 в

J эд =  = 10,06 А

,06 А - удовлетворяет условиям безопасного взрывания:

Jэд > = Jг

Где: Jг - гарантийный ток от 1 до 2,5 А

. Эксплуатационная производительность зарядных машин:

           (3.3.48)

где: Тпр - время замедления производительной работы зарядной машины,

час (Тпр = 0,9∙Тсм, час);

Gб - грузоподъемность бункера зарядной машины;

L - расстояние транспортировки ВВ;

k - коэффициент, учитывающий время переезда от скважины к скважине.

Вскрыша  =23048.7 т/см

П.и =22839,8 т/см

43. Потребность зарядных машин на взрывной блок МЗД-1:

 

Мзар=                         (3.3.49)

Вскрыша Мзар==1 шт.

П.и Мзар==1 шт.

. Количество забоечных машин МЗС-1М:

Мзаб ≈∙М, шт.                  (3.3.50)

Вскрыша Мзаб ≈ ∙1=1 шт.

П.и Мзаб ≈ ∙1=1 шт.

45. Определение зон, опасных по разлету отдельных кусков породы:

 

ƒ/1+, м         (3.3.51)

где: ηз - коэффициент заполнения скважины ВВ;

ηзаб - коэффициент заполнения скважины забойкой;

 

ηз = = 0.73                         (3.3.52)

ηзаб =  = 1                      (3.3.53)

Вскрыша  =222,5≈300 м

П.и  =227,1≈300 м

. Определение сейсмически безопасных расстояний при взрывах:

 

м                           (3.3.54)

где: кр - коэффициент зависящий от свойств грунта в основании здания;

кс - коэффициент, зависящий от типа здания;

- коэффициент, зависящий от условий взрывания;

Q - масса заряда, кг.

Вскрыша r_c = 8∙1.5∙=284,4 м

П.и r_c = 8∙1.5∙=267,7 м

47. Определение расстояний, безопасных по действию ударной воздушной волны при взрывах

 м                         (3.3.55)

Вскрыша rв=50∙=1185 м

П. и rв=50∙=1115 м

где: -коэффициенты пропорциональности, значение которых зависит от условий расположения и массы заряда, а также от степени допускаемых повреждений здания или сооружения.

.4 Выемочно-погрузочные работы

Выбор выемочно-погрузочного оборудования ограничен уже имеющимся парком экскаваторов и погрузчиков и их размещением в данный момент на различных участках Куранахского рудного поля.

Как на вскрышных, так и на добычных работах предусматриваем применение экскаватора ЭКГ - 5а с емкостью ковша 5 м³, в комплексе с автосамосвалами, отечественного производства БелАЗ-7555.

Бульдозеры принимаем Komatsu - 275 для отвально-планировочных работ.

При производстве вскрышных работ запас взорванной горной массы на один экскаватор при автомобильном транспорте должен быть не менее 7 суток. При производстве добычных работ потребное количество погрузочного оборудования принимается с учетом и необходимостью усреднения и селекции руд.

Расчет производительности ЭКГ -5а.

. Техническая производительность

 (3.4.1)

где: Е - геометрическая емкость ковша экскаватора, м³;

kэ - коэффициент экскавации kэ = kнэ / kр;нэ - коэффициент наполнения ковша, = 0,9;

kр - коэффициент разрыхления горной массы в ковше

экскаватора, = 1,5;

Тц - время рабочего цикла, сек.

Qтех=3600 ×5× 0,9/36 × 15 =300 м³/час

. Сменная производительность экскаватора:

Qсм = Qтех×Т×kи, м³ (3.4.2)

где: Т - продолжительность рабочей смены, час;

kи - коэффициент использования экскаватора во времени в

течение смены.

Qсм = 300 ×11× 0,7× 0,7× 0,95=1516 м³/см

. Годовая производительность:

Qгод = Qсм×псм×Тгод =1516× 2× 318=976991,4 м³/год (3.4.3)

где: Тгод - количество рабочих дней в году.

. Количество экскаваторов:

Nэ =(Vг.м / Qг)×кр (3.4.4)

 

кр - коэффициент резерва; Vг.м - объём горной массы в год.

Nэ=(985486,9/976991,4) 1,2=1,1 шт.

Nэ=1 шт.

Технологическая карта работы экскаватора циклического действия

I Общие данные

.1 Вид работ открытые

.2 Тип и № экскаватора ЭКГ - 5А

.3 Вместимость ковша, м³ 5

.4 Максимальный радиус черпания, м 14,5

.5 Максимальная высота черпания, м 10,3

.6 Максимальная высота разгрузки, м 6,7

.7 Место нахождения экскаватора борт

II Условия ведения горных работ

2.1 Мощность пласта, м 40

2.2 Угол падения пласта, град

.3 Высота уступа, м 10

.4 Ширина заходки, м 14

.5 Ширина рабочей площадки, м 25

.6 Угол откоса уступа, град 80˚

.7 Категория породы IV

.8 Расположение забоя относительно напластования породы

в крест простирания

.9 Содержание рабочих площадок

на рабочей площадке находится экскаватор ЭКГ -5а, бульдозер марки Komatsu - 275.

.10 Заоткоска верхней части забоя и уступа на пройденной площадке.

Производится экскаватором марки ЭКГ - 5а.

.11 Дополнительные показатели.

Для безопасности работ были приняты: предохранительный вал (1,5 м) и кювет (0,5 м).

III Нормативные показатели

3.1 Нормативные потери руды, % 2,35

.2 Содержание золота в руде, гр/м³ 4,1

.3 Содержание минеральных (видимых примесей), % SiO2-59,7

Al2O3-11,3

Fe2O3-9,7

TiO2-0,42

CaO - 3,3

MgO - 1,16

З.4 Содержание влаги, % 14,5

.5 Крупность добываемого золота, мм 0,02-0,03

IV Организация работ.

Работа производится в 2 смены по 12 часов.

Для одноковшового экскаватора ширина рабочей площадки, м:

Шр.п =Х +с2+Е+П1+с1+bп+а+б; (3.4.5)

 

где: А ширина заходки

А=(1,5 -1,7) Rч.у =1,7 9,5= 16 м; (3.4.6)

 

Х - ширина развала горной породы;

с2 - расстояние от оси дороги до нижней бровки уступа или развала, м;

с1 - расстояние между полосой размещения дополнительного оборудования и полосой безопасности, м;

П1 - полоса для размещения дополнительного оборудования, м;

bп - полоса безопасности, м;

Е - расстояние между осями движения на двухполосной автодороге, м;

а - предохранительный вал, м;

б - кювет, м.

Шр.п = 25 м.

3.5 Транспорт горной массы

Карьерный транспорт предназначен для перемещения горной массы (вскрыши и полезного ископаемого) от забоев до пунктов разгрузки. Он является связующим звеном в технологическом процессе. От четкой работы карьерного транспорта зависит эффективность разработки месторождения. Трудоемкость процесса перемещения (транспортирования) весьма высока, а затраты на собственно транспорт и связанные с ним вспомогательные работы составляют 45-50%, а в отдельных случаях 65-70% общих затрат на добычу.

На карьерах для перемещения горной массы и хозяйственно-технических грузов используются различные виды карьерного транспорта, из которых основным является железнодорожный, автомобильный и конвейерный. Выбор рационального вида карьерного транспорта, для конкретных условий, определяется физико-техническими и химическими свойствами разрабатываемых пород, условиями залегания полезного ископаемого, климатом, грузооборотом, расстоянием транспортирования, типами и параметрами погрузочного оборудования, сроком существования карьера и др. Для специфических условий работы транспорта на карьерах наиболее характерными показателями его технических возможностей являются экономически целесообразный максимальный преодолеваемый уклон и минимальные радиус кривых. Эти показатели в некоторой степени определяют объемы горно-капитальных работ и возможность расположения транспортных коммуникаций в пределах границ карьерного поля. Рациональная возможность применения различных видов карьерного транспорта зависит от их технических и технологических параметров и условий залегания месторождения. Существуют следующие основные виды карьерного транспорта:

Железнодорожный транспорт - в его современном виде (электровозы, тепловозы, моторвагоны) наиболее целесообразно использовать на карьерах средний и большой производительности (горная масса 10 - 100 и более млн. т/год); при разработке обширных по площади месторождений горизонтального и наклонного залегания, а также мощных крутопадающих залежей; обычно расстояние транспортирования от 8 до 12 км и более. Руководящий уклон 40-60% о.

Автомобильный транспорт - наибольшее распространение имеет при разработке месторождений со сложными условиями залегания, при относительно небольших размерах карьера в плане, значительно уменьшающихся с глубиной. Автомобильный транспорт используется на карьерах малой и средней производительности (от 5 до 60 млн. т. горной массы в год). Обычное расстояние транспортирования от нескольких сот метров до 7 км и более. Руководящий уклон 60-100% о.

Конвейерный транспорт - применяется как на больших, так и на ограниченных по площади месторождениях, преимущественно одного состава, с достаточно выдержанным прямолинейным фронтом. Наиболее предпочтителен конвейерный транспорт с производительностью по горной массе 20-80 млн. т/год и более. Обычно расстояние транспортирования от 3 до 10 км, но может достигать и более. Руководящий уклон до 250-330% о.

Особенностями использования карьерного автотранспорта является:

возможность большой интенсивности движения на главных дорогах, достигающей до 10 - 12 тыс. автомобилей в сутки;

стесненные условия работы автотранспорта: узкие проезды, крутые повороты и частые подачи автомобилей под погрузку и разгрузку задним ходом;

значительные преодолеваемые уклоны до 8 - 10% и более и вписывание в малые радиусы кривых до 20 - 25 м, что позволяет сократить скорость движения автотранспортных средств;

прочность конструкции откаточных сосудов, допускающих экскаваторную погрузку тяжелых кусковатых руд и пород, удобная и быстрая разгрузка;

хранение и техническое обслуживание части или всего парка автомобилей на открытых стоянках, особенно при небольших сроках существования карьера, что усложняет эксплуатацию автомобилей особенно в зимнее время.

Автомобильный транспорт наибольшее распространение получил при разработке месторождений со сложными условиями залегания, при относительно небольших размерах карьера в плане. Наиболее часто его используют при разработке крутопадающих месторождений, при линзообразных и штокообразных залежах, при маломощных пластах горизонтального залегания, а также небольших разрозненных территориально удаленных одно от другого рудных телах или пластах.

Выбор вида карьерного транспорта в условиях месторождения «Новое» ограничивается безусловным преимуществом автомобильного транспорта. Проектом предусматривается применение автосамосвалов отечественного производства типа БЕЛАЗ-7555.

Организация грузопотока карьерного транспорта:

·        транспортировка вскрышных пород во внутренние и внешние отвалы;

·        транспортировка руды, добываемой в карьере, на промежуточный рудный склад;

·        транспортировка забалансовых руд и складирование их в спец отвалы;

·        транспортировка руды до приёмного бункера Куранахской ЗИФ.

Для вывозки вскрышных пород и полезного ископаемого применяются автосамосвалы БЕЛАЗ-7555.

Таблица 1

Данные	Ед.изм.	БЕЛАЗ-7555
Двигатель		ТМЗ-8424.10-07
Мощность	кВт	515
Трансмиссия		ГМП (5×2)
Шины		18.00-25
Макс. скорость	км/ч	50
Радиус поворота	м	8,7
Масса	тонн	40
Габариты:
Длина	мм	8890
Ширина	мм	5140
Высота	мм	4700
Объём платформы:
Ёмкость кузова	м³	25
С шапкой	м³	31

Расчёт карьерного транспорта

1.       Продолжительность погрузки

Tn = nк × tц, мин. (3.5.1)

Где nк - число ковшей, погружаемый в кузов автосамосвала; tц - продолжительность рабочего цикла экскаватора, мин.

Tп =7 ×25=175 сек=3 мин

2.       Продолжительность движения

Tд = (3.5.2)

Где lг, lпор - длина пути с грузом и без груза, км; vг, vпор - скорость движения автосамосвала с грузом и без груза, км/ч.

Тд= Вскрыша

Тд=(5/32+5/42)× 60= 17 мин П.И

3.       Продолжительность рейса

Tр = tп + tд + tр + tм, мин. (3.5.3)

Где tр - продолжительность разгрузки (1,2); tм - время на манёвры (1).

Тр =.Вскрыша

Тр=3,1+17+1,2+1= 22,3 мин П.И

4.       Число автосамосвалов для одного экскаватора

N = Tр / Тп, шт. (3.5.4)

N =8,6/3=3 шт. Вскрыша

N= 22,3/3=8 шт. П.И

. Инвентарный парк автосамосвалов

Nин = N / kг, шт. (3.5.5)

Где kг - коэффициент готовности парка (0,7).

Nин = Вскрыша

N=8/0,7=12 шт. П.И

6.                                                         Требуемое количество автосамосвалов

Nа = Nин × n, шт. (3.5.6)

Где n - количество экскаваторов.

Nа =4× 1= 4 шт. Вскрыша

N=12× 1=12 шт. П.И

3.6 Отвальное хозяйство

При разработке рудных месторождений открытым способом, возникает необходимость размещения пустой породы и некондиционных руд в спецотвалы.

Породные отвалы должны иметь достаточную вместимость, находиться на минимальном расстоянии от мест погрузки породы, располагаться на безрудных площадях, не препятствовать развитию горных работ в карьере и выполняться с учётом требований техники безопасности.

В условиях рудника «Куранах», месторождения «Новое» перевозку вскрышных пород производим только автотранспортом и укладку будем производить во внешние отвалы и внутринии отвалы.

Интенсивность нарушения земель отвалами и технико-экономические показатели отвалообразования вскрышных пород во многом зависят от геометрических параметров отвалов (высота, длина, ширина), а также от их схемы развития.

С изменением параметров отвала в той или иной мере изменяются количественные показатели отвалообразования: эксплутационные и капитальные затраты, интенсивность нарушения земельной площадки. Поэтому в каждом конкретном случае существуют параметры отвалов, применение которых обеспечивает наименьшие затраты на горное производство.

Внешние отвалы располагаем за контурами карьера, на безрудных и по возможности на безлесных площадях.

Общие объёмы отвалообразования составят:

Данные	Ед. изм.	Объём
Пустые породы	тыс. м³	1489507

Процесс отвалообразования при автотранспорте состоит из разгрузки машин на верхней площадке отвального уступа, перемещение породы под откос и планировка площадки, поддержание автодорог на отвале в рабочем состоянии.

В эксплутационный период отвалообразование производим с постоянным контролем за призмой возможного обрушения. Размеры этой призмы устанавливаются работниками маркшейдерской службы и их значения должны регулярно доводиться до сведения работающих на отвале. При устойчивом основании отвала, породы можно разгружать прямо под откос.

Безопасная разгрузка а/машин обеспечивается устройством у верхней кромки отвала предохранительного вала высотой не менее 1,5 м и шириной не менее 2,5 м, создаваемого и периодически профилируемого посредством поперечных ходов бульдозера (Komatsu - 275).

Общая площадь под отвалы:

S = Vвск × kр / h, м² (3.6.1)

 

Vвск - общий объём вскрыши (м³); h - высота отвала (м); kр - коэффициент разрыхления.

S =1489507,4/10 =148950.7 м²

Годовая производительность по вскрыше:

Q = Vвск / T =1489507,5/2,2=677048,6 м³/год. (3.6.2)

 

Т - срок эксплуатации карьера (лет).

Расчёт производительности бульдозера:

. Призма волочения:

V = h²× / 2 tgά, м³. (3.6.3)

Где h, l - высота и длина отвала бульдозера (м); tg40˚ - угол откоса развала;

V =23,5/2 tg=8,4 м³. (3.6.4)

. Сменная производительность бульдозера:

Qсм = × Tсм × V × kв / Tц × kр, м³/смен. (3.6.4)

Тсм - часов в смену; кв - коэффициент использования машины во времени; Тц - время цикла (с); кр - коэффициент разрыхления породы.

Qсм = 3600× 12× 8,4× 0,7/64× 1,4=2835 м³

. Суточная производительность бульдозера:

Qсут = Qсм × nсм, м³/сут. (3.6.5)

 

псм - число смен

Qсут =2835× 2=5670 м³/сутки

. Годовая производительность бульдозера:

Qг = Qсут ×Tгод м³/год. (3.6.6)

Тгод - число дней в году работы бульдозера.

Qг = 5670× 330 =1701000 м³/год

. Требуемое число бульдозеров:

N = Vвск ×kр / Qг, шт. (3.6.7)

 

кр - коэффициент резерва;

Vвск - объем вскрыши в год.

N = 677048,6 ×1.2/1701000=1 шт.

Техническая характеристика бульдозера Komatsu - 275

Показатели	Komatsu - 275
Базовый трактор	Komatsu -275
Мощность двигателя, кВт	385
Тяговый класс, кН	350
Параметры отвала, мм:
Длина	3500
Высота	2000
Подъём	1700
Опускание	625
Управление рабочим органом	Гидравлическое
Масса:
Бульдозерного оборудования	12
Общая с трактором	47
Вместимость гидросистемы, л.	250

 

Схема бульдозерного отвала

Lфо - длина фронта отвала; (60 м)

Lф.р - длина разгрузки отвала (20 м)

Lф.п - длина планировки отвала; (20 м)

Lф.рез - длина резервного отвала (20 м)

4. Вспомогательные работы

.1 Осушение и водоотлив

Осушение - это комплекс мероприятий по перехвату поверхностных и грунтовых вод и их отводу от разрабатываемого участка месторождения. Различают понятия: осушение и водоотлив. Водоотливом называют сбор и удаление воды непосредственно из горных выработок.

На площади Куранахского рудного поля установлены следующие типы подземных вод:

. Воды четвертичных отложений;

элювиально-делювиальные воды;

аллювиальные воды;

. Воды юрских отложений;

. Воды нижнекембрийских карбонатных пород.

Основным источником питания элювиально-делювиальных вод являются атмосферные осадки, в меньшей степени - временные источники.

Годовая амплитуда колебания уровней аллювиальных вод в долинах руч. Якокут, Б. Куранах и Селигдар достигает 15 - 25 м.

Практически отсутствуют подземные воды в юрских отложениях месторождения «Дэлбэ», «Порфировое», «Канавное», «Новое».

В питании трещинно-карстовых вод в нижнекембрийских карбонатных породах участвуют атмосферные осадки.

Для устранения притока поверхностных вод в карьер, проходятся нагорные канавы со стороны ожидаемого стока талых вод и вод, образующихся после продолжительных ливневых дождей. Проходку канав производим бульдозерами.

Учитывая небольшой объем потока паводковых и дождевых вод, состав пород и почв (плотные песчаники с обломочной фракцией известняков), а также отсутствие породного слоя (только минимальный древесно-корневой слой). В конце канав, одновременно с ее проходкой, предусмотрено устройство с помощью бульдозера небольшого зумпфа глубиной 1,5-2 м для остановки потока воды и осаждения взвешанных частиц.

Гидравлический расчет нагорной канавы.

Исходные данные

№	Параметры	Значения
1	Максимальный снеговой модуль стока, согласно технического отчета комплексных изысканий Куранахского рудного поля (т. II 1986 г. Иркутск)	18,5 л/сек км2
2	Длина нагорной канавы	700 м
3	Площадь поверхностного стока	0,075 км2
4	Уклон долины	0,022

. Ожидаемый приток воды в нагорную канаву:

 

 (4.1)

где: А - модуль поверхностного стока, л/сек км²;

F - площадь водосбора, км².

 (4.2)

Ширину нагорной канавы принимаем равной 6,0 м (при условии применения бульдозера D275А).

Глубина воды в канаве определяется способом последовательного приближения, h = 0,5 м:

. Определяем модуль расхода канавы:

 (4.3)

где: i - выгодный уклон канавы при котором объем работ по проходке и затраты минимальны:

 

 

I - средний уклон долины;

B - ширина канавы по дну;

т - коэффициент заложения откоса канавы = ctg45⁰ =1,0

N - коэффициент шероховатости.

. Находим смоченный периметр

 (4.4)

. Площадь живого сечения канавы

 (4.5)

. Гидравлический радиус:

 (4.6)

. Модуль расхода канавы:

 (4.7)

где: с - коэф. Шези (с = 42,3 при R =0,44 и n = 0,02)

Следовательно, при высоте потока h = 0,5 нагорная канава обеспечивает пропуск сточных вод в период паводка.

. Объем вынутой горной массы при проходке канавы составит:

 (4.8)

где: S - площадь поперечного сечения (S = 3,25м²);

L - протяженность канавы, м.

Места сброса воды предусмотрены в конце нагорных канав.

Открытый карьерный водоотлив сохраняется для откачки притоков, вызванных атмосферными осадками в теплое время года с мая по сентябрь. Атмосферные осадки по водосборной площади, вскрышным и добычным уступам, породным отвалам поступают в зумпф-водоприемник. Вода от скважин по водоводу подается в зумпф, который одновременно служит приемником поверхностных стоков. Затем насосными установками подземные и поверхностные воды перекачиваются за пределы горных работ, и после фильтрации в пруде-отстойнике сбрасываются в р. Якокит. Средний суммарный расход водоотливных установок - 300м³/час.

Водоотливные установки

Для откачки поверхностных притоков воды в поле карьера проектом предусматривается сооружение передвижных водоотливных установок.

Притоки, расчетные параметры и выбранное оборудование водоотливных установок приведены в таблице 4.1.

Работа водоотливных установок предусматривается в автоматическом режиме в зависимости от уровня воды в зумпфе.

Таблица 4.1

Наименование параметров
7. Расчетный напор, м	355,5
8. Насос:	ЦНС300х360
- мин. производительность, м3/час	300
- напор, м	360
9. Принято насосов:
- общее количество	2
- рабочее количество	1
10. Принят электродвигатель: тип	ВА02-560С-4
- мощность, кВт.	500
- напряжение, кВ	6,0
11. Диаметр нагнетательного трубопровода, мм	300

 

Очистка карьерных вод

Для очистки вод и складирования твердого осадка в проекте предусматривается строительство пруда-отстойника.

Отстойник расположен в пойме устья реки р. Якокут. Карьерные воды перекачиваются в отстойник по трубопроводу Æ300 мм, осветляются до содержания по взвешенным 2,5 мг/л, и сбрасываются в р. Якокут.

Отстойник карьерных вод

Размеры пруда-отстойника в плане: по дну 30 × 130 м; по верху 66 × 166 м; глубина полная 9 м; в т.ч.:

осадочная часть - 1,0 м;

проточная часть - 4,5 м (успокоительная);

зона забора осветленной воды - 1,0 м.

Заложение откосов 1:2.

По периметру отстойника устраивается эксплуатационный проезд шириной 6 м. Осветленная вода по трубопроводу Æ500 мм самотеком сбрасывается в р. Якокут. По контуру пруда-отстойника устраивается водоотводная канава для отвода поверхностного стока с прилегающей водосборной площади.

 

.2 Ремонтное хозяйство

Для поддержания горных машин в работоспособном состоянии, т.е. способности их выполнять заданные функции при сохранении заданных технической документацией параметров и заданной долговечности существует система технического обслуживания и ремонта техники.

Настоящим проектом предусматривается следующая схема организации ремонтного хозяйства:

·        средний и капитальный ремонт оборудования выполняется на специализированных предприятиях (НРМЗ);

·        техническое обслуживание и текущий ремонт горного оборудования, автосамосвалов, бульдозеров, дорожной и вспомогательной техники выполняются собственными силами разреза;

Ниже, в таблице, приведём список, а также структуру ремонтного цикла основного карьерного оборудования, применяемого на карьере:

Таблица 4.1

№п/п	Тип, марка оборудования	Кап. ремонт	Текущий ремонт		Ремонтный осмотр (РО)
			Т1	Т2
Межремонтные сроки, маш-час
1	ЭКГ-5А	22400	11200	5600	466
Трудоёмкость ремонтных работ, чел.-час
1	ЭКГ - 5А	6177	2540	1580	440
Продолжительность ремонтных работ, сутки
1	ЭКГ - 5А	25	10	7	1,7

Содержание технологического автопарка в исправном состоянии достигается системой технического обслуживания и ремонта.

Основой системы технического обслуживания и ремонта карьерных автомобилей является контрольной и ремонтно-профилактической работой. Техническое обслуживание по периодичности, перечню выполняемых операций подразделяется на ежемесячное и ежедневное техническое обслуживание (ЕС и ЕО), ТО-1, ТО-2, ТО-3 и СО.

Вид обслуживания	Периодичность, ч	Трудоёмкость, чел./ч		Простои, ч
	БелАЗ-7555	БелАЗ-7555	БелАЗ-7555
ЕО	Ежесменно	0,7	0,7
ТО-1 ТО-2 ТО-3	100 500 1000	25 60 80	8 18 25
СО	2 раза в год	35	-

Нормативы трудоёмкости (чел./час) и простоя в ПР, ТР КР.

Вид обслуживания	Трудоёмкость, чел./ч	БелАЗ-7555
ПР-1 ПР-2	400 600
ТР: без шин шин. раб	16,5 5
КР: трудоёмкость простои	1300 35

Для выполнения аварийных ремонтов применяются мобильные передвижные мастерские на автомобильном шасси, оснащенные инструментом, токарным и сверлильным станками, аппаратами сварки и газопламенной резки.

Для выполнения спускоподъемных операций применяются колесные краны различной грузоподъемности.

Плановые ремонты в зависимости от вида производятся на специальных ремонтных площадках. Для выполнения годового ремонта предусматривается перегон техники на ремонтную площадку, которая расположена рядом с границами ведения горных работ. Площадка отсыпается на скальном основании. Ее уклон не должен превышать 1°. Отсыпка на мерзлом грунте запрещается. Подъездные дороги должны быть удалены от технологических дорог и иметь ширину не менее 8 м.

Предполагается построить ремонтную площадку, размер которой будет рассчитан исходя из габаритов самого большого горного оборудования карьера - ЭКГ - 5А. Размеры площадки составят 10080 м.

Ремонтная площадка должна быть оборудована:

·          кран грузоподъемностью 40 т. - 1 шт.;

·        мастерские:

механическая

электроналадочная

сварочная

·          бытовка для людей

В механической мастерской должно быть следующее оборудование: токарный, сверлильный, фрезерный и наждачный станки; гидросъемник и съемник-пресс для узлового ремонта. В сварочной мастерской должны быть в наличии два сварочных аппарата (постоянного и переменного тока).

Также на ремонтной площадке присутствует маслозаправщик для замены масла в редукторах, кран для демонтажа и монтажа оборудования и бульдозер, который используется по мере надобности.

Обслуживающий персонал ремонтной площадки работает по непрерывной 5-ти дневной недели с 8-ми часовым рабочим днем в три смены. Должности рабочих и их штат приведены в таблице №4

Таблица №4

Обслуживающий персонал рем. площадки	Кол-во человек
Электрослесарь	2
Электрогазосварщик	2
Слесарь по ремонту горного оборудования	3
Машинист крана	2
Машинист бульдозера	1
Обслуживающий персонал АТП	Кол-во человек
Электрослесарь	2
Электрогазосварщик	2
Слесарь по ремонту автотранспорта	3
Машинист крана	1
Водитель маслозаправщика	2
Водитель передвижной мастерской	2
Специалист по двигателям	1

Во время ремонта экипаж принимает непосредственное участие в ремонтно-наладочных работах.

В таблице 4.2 также приводятся данные о должности и штате работников автотранспортного подразделения карьера.

4.3 Электроснабжение карьера

 

Общие сведения

Для электрических сетей карьеров характерным является расположение основных электроприемников (экскаваторов, буровых станков, водоотливных установок и др.) на значительной площади в плане и по глубине карьера. Кроме того, горная техника непрерывно перемещается, подвергается разрушительному воздействию при массовых взрывах, действию низких температур на открытом воздухе в зимнее время года. Перечисленные факторы определяют выбор схемы электроснабжения карьера, которая должна обеспечить надежность и экономичность работы всех потребителей, безопасность её обслуживания.

Схемы распределительных сетей карьера подразделяют на магистральные, радиальные и комбинированные. Современные карьеры и угольные разрезы с большой производственной мощностью обычно питаются от районных подстанций по ВЛ-110 кВ. Рядом с карьером сооружается ГПП на два вторичных напряжения 35 и 6 кВ. От шин 6 кВ питаются электроприемники промплощадок, а от шин 35 кВ - электроприемники удаленных участков и мощные экскаваторы через передвижные комплектные подстанции (ПКТП-35/6кВ), которые располагаются по периметру карьера и в зонах действия мощных экскаваторов.

Магистральные ЛЭП-35 (6) кВ располагают на расстоянии 400-500 м от бермы верхнего уступа рабочего борта карьера. Линии электропередач (ЛЭП) подразделяют в зависимости от расположения их относительно фронта горных работ на продольные и поперечные.

Основными токоприемниками карьера являются:

1. бурстанок СБШ -250МНА -32 - 1 шт.; эксковатор ЭКГ-5А;

. освещение.

Для электроприемников и освещения горных работ приняты следующие уровни напряжения:

6кВ - для питания экскаваторов и установок водоотлива;

,4кВ - для питания буровых станков и осветительных устройств;

,23кВ - для питания сети освещения.

Для питания низковольтных токоприемников разреза предусмотрена система с изолированной нейтралью.

Определение расчетных электрических нагрузок

Определение расчетных электрических нагрузок производят при выборе мощности и числа ТП, сечения токоведущих частей электрических сетей, коммутационной аппаратуры и других элементов системы электроснабжения карьера.

Для индивидуального приемника расчетная электрическая нагрузка определяется по формуле:

 (4.3.1)

где: к_с - коэффициент спроса;

Р_ном - номинальная мощность индивидуального приемника, кВт

Таблица 2

№ п/п	Оборудование	Рном, кВт	кс	Рр, кВт
1	ЭКГ - 5А	250	0,6	150
2	СБШ - 250МНА-32	400	1	400

Для группы электроприемников расчетная электрическая нагрузка определяется по формуле:

Р_р.гр =∑К_с×Р_ном; кВт (4.3.2)

Р_р.гр=150+400=550 кВт

Метод с использованием коэффициента максимума и средней мощности применяют для определения расчетных нагрузок на шинах ГПП, ПКТП, и КРП.

Расчетную электрическую нагрузку определяют по формуле:

 (4.3.3)

где: к_м - коэффициент максимума, определяемый как отношение максимальной нагрузки к средней, (на основании исследований графиков нагрузки карьерных подстанций этот коэффициент принимается равным 1,45) Р_р=797.5кВт

Определение числа и мощности трансформаторов карьерных подстанций

Определение расчетной мощности трансформаторов ГПП:

 (4.3.4)

где: Р_р - расчетная электрическая нагрузка, кВт;

cosφ_ш - коэффициент мощности на шинах ГПП, (принимаем 0,7);

к_n - допустимая перегрузка трансформаторов; к_n=1,2

S_р.тр=797,5/1.2×0.7=1129,8 кВА

Принимаем трансформатор типа ТМ - 1000/35.

Определение расчетной мощности трансформаторов ПСКТП напряжением 6/0,4 кВ производится по коэффициенту спроса и номинальной мощности электроприемников подключенных к ПСКТП:

 (4.3.5)

где: к_с.гр - групповой коэффициент спроса (для одиночного электроприемника принимается равным 0,4);

Р_ном - номинальная мощность электроприемника в группе, кВт;

сosφ_ср - среднее значение коэффициента мощности группы приемников (0,6- 0,7)

Таблица 3

№п/п	Электроприемник	Рном, кВт	Sр.тр, кВА	Марка ПСКТП	Кол - во ПСКТП
1	СБШ - 250МН	400	200	ПСКТП - 250/6	1

По формуле (5) так же определяем расчетные мощности трансформаторов ПКТП напряжением 35/6 кВ, где групповой коэффициент спроса рассчитываем по формуле:

 (4.3.6)

Магистраль №1:

К_г.ср = 0.43+0.57×(550/550)=1

S_т.тр = 1×(550/0.7)=785,7 кВт

В качестве ПКТП №1 принимаем ПКТП -35/6 - 1000кВА

Выбор сечения проводов и жил кабелей

Выбор сечения ВЛ и КЛ проводят по нагреву (только КЛ - 6 кВ), экономической плотности тока (только ЛЭП 6 - 35 кВ со сроком службы более 5 лет) и допустимой потере напряжения. Выбор сечения по нагреву сводится к сравнению расчетного тока с длительно допустимыми токами нагрузки. При этом должно соблюдаться условие:

 (4.3.7)

Расчетным током для кабельных и воздушных линий, питающих одиночные нагрузки, является номинальный ток этих электроприемников:

 (4.3.8)

где: ∑Р_ном - сумма номинальных мощностей группы приемников, кВт;

U_ном - номинальное напряжение сети, кВ;

η_ном - номинальный кпд (для ВЛ=0,94);

cosφ_ном - номинальный коэффициент мощности приемника (для одноковшовых экскаваторов 0,6-0,65, для станков вращательного бурения 0,7-0,75, однако. Т.к сечение проводов определяется и на смешенных линиях то принимаем cosφ_ном=0,6.

Проводится проверка по экономической плотности тока (для магистралей 1 и 2):

 (4.3.9)

где: j_э - нормированное значение экономической плотности тока для заданных условий работы линии, в соответствии с нормами ПУЭ принимается равным 1,5 А/мм².

Результат расчета сведем в таблицу 4:

Таблица 4

№ участка линии	∑Рном, кВт	АSэкон мм2	Марка провода
Магистраль 1	550	86,6	27.7	А - 35

Минимальное сечение жил кабеля по термической стойкости определяется по формуле:

 (4.3.10)

где: с - коэффициент для кабелей с медными жилами равен 165;

I_∞ - установленное значение тока короткого замыкания, устанавливается равным 6000 А;

t_ср - суммарное время срабатывания защиты, 0,5 с;

S _min = 6000√0,5/165 = 27,7 мм²

При выборе стандартного сечения кабеля принимаем ближайшее меньшее сечение, из - за работы кабелей с некоторой недогрузкой.

Принимаем сечение жил кабелей 35 мм².

Рисунок 2

Расчетная реактивная мощность

 (4.3.11)

где: tg j - коэффициент реактивной мощности (экскаваторы

tg j = 1,17; бур. станки j = 1,02)

Для ЭКГ-5А Q_р=250×1.17=292.5 квар;

Для СБШ-250 Q_р=400×1.02=480 квар;

Суммарная реактивная мощность

∑Q_р=772.5 квар;

. Расчетная полная мощность.

                    (4.3.12)

S=√772.5² +550²=948 квар;

Для подключения питания электрооборудования применяется переключательный пункт типа ПП-67-630 УХЛ или ЯКНО-10У. Буровой станок подключается к воздушной линии через передвижные подстанции ПКТП-6/0,4 кВ.

Величина расчетного тока.

                    (4.3.13)

где: И_н - номинальное напряжение, кВ;

cosj - коэффициент мощности, для экскаваторов cosj = 0,65; для бур. станков cosj = 0,7.

Для ЭКГ-5А

I_р=250×0.7/√3×6×0.95×0.65=27,3 А

Для СБШ-250

I_р=400×0.7/√3×6×0.95×0.65=30,3 А

Исходя из полученных данных, выбираем тип провода А-35

Проводится проверка на экономически целесообразное сечение проводов:

, мм²                             (4.3.14)

где j_э - нормированное значение экономической плотности тока для заданных условий работы линии, в соответствии с нормами ПЭУ принимается 1,5 А/ мм² (для алюминиевых проводов).

S_э=86,6/1.5=57,1 мм²

Для экскаватора ЭКГ-5А принимаем силовой кабель 3×25-1×10

S_э=27,3/1.5=18,2 мм²

и длительно допустимым током Jдоп = 289 А и Jдоп = 9 А.

Для бурстанка СБШ-250 применяем силовой кабель

S_э=30.3/1.5=20.02 мм²

Расчет токов короткого замыкания в сети до 1000 В.

Для трехфазного тока

                    (4.3.15)

Для двухфазного тока

              (4.3.16)

где: Rрез, Хрез - результирующее активное и индуктивное сопротивление всех элементов цепи короткого замыкания (Ом), складывается из сопротивления трансформатора воздушных и кабельных линий.

Активное сопротивление трансформатора.

                   (4.3.17)

где:   Рк - погрузочные потери в обмотках трансформатора, кВт;

Sном - номинальная мощность трансформатора, кВ А;

Индуктивное сопротивление трансформатора.

          (4.3.18)

где:   Uн% - напряжение короткого замыкания трансформатора.

Активное сопротивление ВЛ и КЛ

     (4.3.19)

где:   L - длина линии, м;

g - удельная проводимость провода, Ом;

S - сечение провода, мм       

r_тр=2000/14000×35=0.25Ом/км

Индуктивное сопротивление ВЛ принимаем равным 0,25 Ом/км;

КЛ = 0,07 Ом/км;

Расчет защитного заземления.

Согласно «Единым правилам безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом» сопротивление заземлений наиболее удаленной электроустановки не должно превышать 4 Ом.

Ток однофазного заземления на землю: 

               (4.3.20)

где:   Lк, Lз - общая длина кабельных и воздушных линий, км

В районах с удельным сопротивлением больше 500 Ом/м допускается повышать величину сопротивления до:

                     (4.3.21)

где:   Rз - сопротивление земли, Ом;     

Допустимое сопротивление заземленного устройства по типу однофазного заземления на землю.

                         (4.3.22)

Сопротивление центрального заземления.

                      (4.3.23)

                     (4.3.24)

где: Rм - сопротивление магистрального заземляющего провода, Ом;

Rж - сопротивление жилы кабеля, Ом;

             (4.3.25)

где: Lм - длина магистрального провода =2 км;

r_м - удельное сопротивление провода =0,27, Ом/км;

             (4.3.26)

где: Lж - длина заземляющей жилы кабеля = 0,8 км;

r_ж - удельное сопротивление заземляющей жилы кабеля =0,92 Ом/км;

Так как в цепи имеются элементы с различными напряжениями необходимо привести сопротивление к базисному напряжению.

Согласно данной расчетной схемы определяем индуктивное сопротивление до точек короткого замыкания:

 (4.3.27)

где: Х_с - индуктивное сопротивление системы, Ом;

Х_эл - индуктивное сопротивление элемента схемы до точки КЗ, Ом;

Сопротивление трансформаторов определяется по формуле:

 (4.3.28)

где: U_ном.ср - среднее номинальное напряжение на высшей стороне, кВ;

U_к - напряжение к.з. трансформатора принимаем 5%;

S_ном - номинальная мощность трансформатора, кВА.

 (4.3.29)

Сопротивление ВЛ и КЛ:

 (4.3.30)

где: Х₀ - сопротивление одного километра линии, ОМ/км (для ВЛ - 0,4, КЛ - 0,08);

L - длинна линии, км.

Х_кз = 0,649 Ом

Ток трехфазного короткого замыкания определяем по формуле:

 (4.3.31)

Мощность короткого замыкания определяется по формуле:

 (4.3.32)

Согласно токов короткого замыкания принимаем сечение кабелей равное 35 мм².

Выбор схемы внутреннего электроснабжения

Магистральные схемы выполняют с одиночными магистралями, с кольцевыми магистралями, с несколькими параллельными магистралями; с односторонним и двухсторонним питанием. Радиальные схемы выполняют одноступенчатыми, когда производится питание электроприемников непосредственно от главной понизительной подстанции (ГПП), или двухступенчатыми, когда используются промежуточные трансформаторные подстанции (ТП) и промежуточные распределительные пункты (РП).

Поперечные воздушные или кабельные линии, отходящие от бортовой линии через распределительные пункты, подводят к борту карьера и спускают на уступы. На рабочей площадке уступа размещают карьерный распределительный пункт (КРП) или приключательный пункт. Число поперечных линий, пересекающих уступ, зависит от длины фронта горных работ на уступе, числа рабочих машин. Питание экскаватора осуществляется попеременно от двух ближайших ПП, расположенных на границах отрабатываемого блока. Достоинство поперечных ЛЭП - отсутствие передвижки.

Схему распределительных сетей участка принимаем магистральную поперечную кольцевую, при которой ЛЭП располагаются поперёк фронта горных работ.

Расчет электрического освещения

Система электрического освещения открытых горных работ определяется глубиной и площадью карьера, протяженностью транспортных коммуникаций, количеством работающих машин и механизмов.

Устройство электрического освещения на открытых разработках необходимо выполнять в соответствии нормами освещенности рабочих мест, установленных. Едиными правилами безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом.

Для освещения карьеров применяется, как правило, комбинированная система общего и местного освещения. Система общего освещения предназначена для обеспечения необходимого минимального уровня освещенности на всей территории ведения горных разработок и осуществляется светильниками наружной установки, стационарными и передвижными прожекторами, осветительными устройствами с ксеноновыми лампами, которые располагаются на бортах карьера, рабочих уступах и на нерабочих площадях в карьере. Система местного освещения применяется тогда, когда, на отдельных участках карьера требуется повышенная освещенность. Местное освещение осуществляется светильниками и прожекторами, которые устанавливаются как на самих горных машинах, так и на специальных опорах.

Целью светотехнического расчета является выбор необходимого количества прожекторов, необходимых для создания на освещаемой площади заданной освещенности, высоты установки и угла наклона прожекторов. Для этого определяют общий световой поток, обеспечивающий создание нормированной освещенности:

 (4.3.36)

где: S - освещаемая площадь, м;

К_з = 1,2 -1,5 - коэффициент запаса,

К_п =1,15-1,5 - коэффициент, учитывающий потери света в зависимости от конфигурации освещаемой площади;

Е_н - нормированная освещенность.

1.       В местах ведения буровых работ

. В местах работ горных машин

. На остальной площади карьера

Для освещения площади карьера выбираем прожектор ПФС-35 с лампой ДРИ-700.

Необходимое число прожекторов:

 шт. (4.3.37)

где: Ф_л - световой поток лампы прожектора;

η_пр - к.п.д. прожектора (для прожекторов ПЗС, ПСМ η_пр = 0,25 - 0,35, для ПКН η_пр=0,6; для прожекторов с ксеноновыми лампами η_пр = 0,7).

Высота установки прожектора по условиям ограничения слепящего действия определяется по формуле:

, м (4.3.38)

где: I_max - максимальная сила света прожектора, кд.

м

Зная число прожекторов и высоту их установки, можно определить освещенность в отдельных точках площади, пользуясь точечным методом.

Расчет осветительной сети производится по нагреву проводов и потере напряжения. Для выбора сечения проводов и кабелей осветительной сети определяют расчетный ток нагрузки:

 А (4.3.39)

где: Р_л - мощность лампы, Вт;

n - количество светильников;

U_ном - номинальное напряжение ламп, В;

cosφ_св - коэффициент мощности светильников (cosφ = 1 для светильников с лампами накаливания);

η_св - к.п.д. светильников (η = 1 для светильников с лампами накаливания, η = 0,83 - с люминесцентными лампами).

При расчете проводов и кабелей осветительной сети их сечения должны быть выбраны такими, чтобы при допустимой максимальной нагрузке потеря напряжения в сети от трансформатора до наиболее удаленных ламп не превышала 2,5% номинального.

Сечение провода или кабеля по допустимой потере напряжения определяется по формуле:

 мм^{2 (4.3.40)}

где: I_нагр - ток нагрузки, А;

l_pасч - расчетная длина провода или кабеля, м;

R - активное сопротивление (принимаем для сечения провода 185мм²), Ом;

∆U% - допустимая потеря напряжения, %.

Расчетная длина провода или кабеля определяется по формуле:

 м (4.3.41)

где: l₁ - длина кабеля от трансформатора до первого светильника, м;

l₂ - длина участка провода или кабеля, к которому присоединены светильники, м.

Для расчета принимаем l = 50 м (из-за опасности гололеда).

 м

Расчетная мощность трансформатора для питания осветительных установок определяется по формуле:

 кВ·А (4.3.42)

где: ∑Р_л - суммарная мощность всех ламп, Вт;

η_с = 0,95 - 0,96 - к. п. д. осветительной сети.

кВ

Для питания осветительной сети карьера подходит передвижная комплектная подстанция ПСКТП 6/0,4-0,23

Выбор методов компенсации реактивных нагрузок

Коэффициент мощности (cosφ) показывает качество применения электроэнергии на предприятии. Его снижение приводит к повышению расхода электроэнергии и её стоимости.

Методы увеличения коэффициента мощности делятся на естественные и искусственные:

I.       Естественные методы:

·        Полная загрузка силовых трансформаторов и электродвигателей, или их замена на меньшую мощность, в соответствии с нагрузкой;

·        Приведение системы электроснабжения к номинальному режиму - приближение ПУПП к потребителям, замена кабелей и проводников на большее сечение;

·        Замена асинхронного нерегулируемого электропривода на синхронный.

II.      Искусственные методы:

·        Применение синхронных компенсаторов - синхронных двигателей работающих в холостую (cos φ = 1,0; синхронные двигатели являются генераторами реактивной мощности, с отдачей её в общекарьерную сеть);

·        Применение статических элементов (косинусных конденсаторов).

В качестве дополнительного источника реактивной мощности, служащей для обеспечения потребителей реактивной мощностью, сверх того количества, которое даёт энергосистема и синхронные двигатели, имеющиеся на предприятии, устанавливаются конденсаторные батареи (БК). Конденсаторные установки применяются при напряжении 110-6 кВ, устанавливаются в специальной камере ГПП. Они не требуют сложного ухода и обслуживания, имеют небольшой расход энергии. Должны быть защищены максимальной токовой защитой и сблокированы с основным выключателем. Выключатель конденсаторной установки должен иметь разрядное устройство.

Заключение

В работе представлен проект разработки золоторудного месторождения «Новое», Куранахского рудного поля.

В условиях рудника « «КУРАНАХ», в состав которого входит золоторудное месторождение «Новое», к балансовым относят запасы с содержанием золота от 1 г/т и выше. Месторождения «Новое» полностью подлежит отработке т.к. содержание золота в рудах месторождения колеблется от 1 до 20-30 г./т. Среднее содержание по месторождению 2.1 г./т.

Длина карьера составит около 800 м, ширина 100 - 120 м.

Принятые основные технологические решения:

Месторождение «Новое» будет отрбатываться открытым способом;

На основании характеристики месторождения произведен горно-геометрический анализ. Определены контуры карьера, выбрано рациональное направление развития горных работ. Вскрытие месторождения верхних и нижних уступов производится скользящими съездами. Принята система разработки - сплошная поперечная однобортовая с внешним и внутренним отвалообразованием.

Вскрышные и добычные работы производятся одноковшовым экскаватором ЭКГ - 5А 1 шт. Транспортирование горной массы осуществляется автосамосвалами БелАЗ-75555 в количестве 16 шт.

Подготовка горной массы к выемке осуществляется буровзрывным способом с использованием буровых станков на добыче и вскрыше СБШ-250 МНА - 32 - 1 шт.

Отвалооброзование горной породы внешнее одноярусное и внутреннее трех ярусное.

Расчетная производительность карьера по горнорудной массе 999842,2 м³.

В связи с малым сроком эксплуатации карьера принято равномерное распределение объёмов вскрышных и добычных работ. Поэтому производительность карьера по вскрыше составит 677048, 6 м³/год, по руде 322793.6 м³/год

По классификации профессора Е.Ф. Шешко: по направлению перемещения вскрышных пород в отвалы золоторудное месторождение «Канавное» относится к группе Б - система с продольным перемещением вскрыши на отвалы при помощи транспортных средств. В начальный период разработки месторождения отвалообразование производится во внешние отвалы, впоследствии отвалообразование производится во внутренние отвалы. Следовательно, месторождение относится к подгруппе Б-6 - система с транспортированием породы частично на внутренние и частично на внешние отвалы.

По классификации академика М.В. Мельникова по способу транспортирования вскрышных пород на отвалы - система разработки относится к транспортным.

- Энергоснабжение горных работ осуществляется от центральной районной подстанции двухцепными линиями 110 кВ на главную понизительную подстанция карьера. Система энергоснабжения карьера - круговая.

Ремонтные работы осуществляются на ремонтных площадках. Для повышения эффективности ремонтных работ применяется сменно-узловой метод.

Приведены основные организационные и технические мероприятия по технике безопасности и охране труда при ведении горных работ, общие требования пожарной безопасности, произведен выбор оптимально системы пылеподавления и проветривания карьеров. Представлены мероприятия по рациональному использованию и охране природных ресурсов, рекультивации земель, нарушенных горными работами.

Капитальный ремонт карьерного оборудования и автомобилей будет выполняться на стационарной ремонтной базе рудника «Куранах», которая имеет полноценную ремонтно-вспомогательную службу, включающую ремонтно-механическую базу, ремонтную зону гаража, материальный склад, резервуарный и тарный склады горюче-смазочных материалов. Проведение текущих ремонтов будет осуществляться на ремонтной площадке.

Проветривание карьера естественное. Суммарный выброс вредных веществ 148,14 г./с;

- Получены основные технико-экономические показатели: средний коэффициент вскрыши - 2,09 м³/м³; рентабельность - 31%; себестоимость полезного ископаемого - 500 руб.; срок окупаемости капитальных вложений - 4,9 года.