Разработка месторождения полезного ископаемого открытым способом

Содержание

1. Введение.

.Краткая геологическая и горнотехническая характеристика месторождения

.Горная часть:

.1. Горно-геометрический анализ карьерного поля с уточнением запасов полезного ископаемого и вскрышных пород.

.2. Выбор и обоснование рабочих и нерабочих углов откосов уступов и бортов карьера. Разбортовка карьера.

.3. Определение потерь полезного ископаемого.

.4. Подсчет запасов.

.5 Режим работы и производительность карьера.

.6 Вскрытие карьерного поля и система разработки.       

.7 Выбор основных параметров системы разработки.

.8. Выбор и определение производительности технологического оборудования

.8.1. Производительность вскрышного экскаватора.

.8.2. Производительность добычного экскаватора.

.8.3. Производительность драглайна.

.8.4. Производительность бульдозера. 

.8.5. Производительность погрузчика.

.9. Вскрышные работы и отвалообразование.

.10. Транспорт (параметры дорог и берм, их производительность).

.11. Расчет объемов горно-капитальных работ.

. Горнотехническая рекультивация.

. Меры безопасности

Список литературы.

1. Введение

Ведущее место при добыче полезных ископаемых занимает прогрессивный открытый способ разработки, на долю которого приходится более 70% общего объёма добываемых полезных ископаемых. Такому широкому его развитию в значительной степени способствовало и способствует внедрение в практику результатов научных исследований по созданию новых и совершенствованию существующих технологий, техники и организации открытых горных работ

Основными техническими направлениями дальнейшего совершенствования технологии открытых горных работ являются повышение эффективности технологических схем путём комплексной механизации горных работ и оптимизации параметров используемого оборудования, разработка и внедрение новых технологических схем с включением техники цикличного и непрерывного действия. Рациональная комплектация оборудования, всемерное расширение области применения прогрессивных технологических решений с использованием специально создаваемого карьерного оборудования и комбинированного транспорта, а также совершенных форм организации и управления массовыми горными работами.

В связи с увеличением индивидуального гражданского строительства повышается спрос на строительные материалы. Это обуславливает необходимость проектирования новых карьеров по добыче строительных материалов.

Горные предприятия в отличие от многих других промышленных объектов и сооружений являются природно-технологическими комплексами. Параметры и показатели экономической эффективности горных предприятий определяются для данного уровня техники, в основном, природными факторами (строением и размером месторождения, рельефом местности, гидрологическими условиями и др.) и допустимыми воздействиями на окружающую среду. В отличие от других природно-технических комплексов (гидроэлектростанций, транспортных коммуникаций и т.д.) карьеры являются динамичными объектами, развивающимися в течение нескольких десятилетий во времени и пространстве. Вследствие этого ежегодно измеряются размеры карьеров, длина транспортных коммуникаций и горно-геологические условия, а также перемещаются в пространстве рабочие места

Оптимизация при выборе решений при выполнении проектов карьеров осложняется большой разновидностью определяющих факторов (природные, технические, экономические и социальные), вероятностным характером их воздействия, высокой степенью неопределённости и недостаточной изученностью ряда факторов к началу проектирования.

Уровень экономической эффективности открытых горных работ определяются годовой производительностью карьера по полезному ископаемому и вскрытию, условиями залегания полезного ископаемого, физико-механическими характеристиками разрабатываемых пород, климатическими условиями района разработки.

Наиболее распространенным добычным оборудованием является мехлопаты и драглайны. Реже применяются земснаряды, фронтальные погрузчики и бульдозеры, колесные скреперы. Широко внедряются плавучие машины с экскавационным рабочим органом, среди которых преобладающее распространение получают грейферные снаряды. На зарубежных карьерах применяется также канатные скреперы и башенные экскаваторы.

Наиболее распространенным видом транспорта на добычных работах является автомобильный и конвейерный. В ряде случаев применяется рельсовый транспорт широкой и узкой колеи. На некоторых карьерах эксплуатируются два вида транспорта (обычно автомобильный и железнодорожный).

В последние годы наметилась тенденция к изготовлению машин, выполняющих несколько операций. Сюда относятся цепные экскаваторы двойного действия. Которые снабжены двумя черпаковыми цепями, что позволяет одновременно производить вскрышные и добычные работы.

2. Краткая геологическая и горно-техническая характеристика месторождения «Высокое»

Карьер «Высокое» функционирует на базе месторождения мергельно-меловых пород Коммунарское, расположенного в административном отношении в Костюковичском районе Могилёвской обл. Месторождение состоит из трех обособленных участков: Высокое, Западные Коммунары и Восточные Коммунары.

Участок «Высокое» расположен в 0,5 км южнее одноименной деревни и 5,5 км северо-западнее ж/д станции Коммунары. Площадь участка - 560га, вытянута вдоль левобережья р. Ольшанка с юго-запада на северо-восток от долины р. Жадунька до д. Высокое Эксплуатируется карьером «Высокое» в составе Белцемзавода начиная с 1996 года.

В геоморфологическом отношении площадь участка представляет собой слабоволнистую равнину.

Промплощадка Белцемзавода расположена между участками Высокое и Западные Коммунары. От карьера Высокое промплощадка завода находится восточнее на расстоянии 1,6 км.

По климатическим условиям район относится к умеренной зоне. Средняя температура самого теплого месяца (июля) колеблется около 18 С, самого холодного месяца (января) - около -8 С. Осадков в течение года выпадает около 580мм.

Полезным ископаемым месторождения являются мергельно-меловые породы, классифицируемые, как низкий и высокий мергель.

Балансовые запасы мергельно-меловых пород по результатам детальной разведки, выполненной в 1968-1970гг Белорусской геологоразведочной экспедицией, составляют:

Низкий мергель(категория А+С1) - 21041тыс.т.,

Высокий мергель (категорияА+В+С1) - 86667тыс.т.,

В течение1986-1999г.г. на участке «Высокое» неоднократно Комплексной горно-геологической партией ГГГП «Белгеолостром» выполнялась эксплуатационная разведка по уточнению мощностей вскрышных пород, низких мергелей, а также контуров подсчета запасов.

3. Горная часть

3.1 Горно-геологический анализ карьерного поля с уточнением запасов полезного ископаемого и вскрышных пород

Исходным материалом являются топографические планы с нанесенными изомощностями пород и полезного ископаемого и границами карьера.

Для каждого из возможных вариантов развития горных работ устанавливают начальное положение фронта работ, ряд промежуточных и конечное. карьерный порода ископаемое бульдозер

Для каждого положения фронта работ определяют извлекаемые объемы вскрыши и полезного ископаемого при подвигании фронта на единицу длины, т.е. находят элементарные приращения объемов, с помощью которых строится график режима.

Порядок выполнения работ:

1. Карьерное поле разбивается серией параллельных линий, фиксирующих этапы работ. Число линий в простых условиях принимаем 20. Линии проводим через точки перелома контура карьера.

2. Фронт работ на каждой линии разделяем на участки одинаковой длины (в зависимости от масштаба чертежа 1:2000, принимаем длину участка 50мм или 100 м в натуре). В середине каждого участка, пользуясь отметкой изомощностей, проставляем значение мощностей вскрыши и полезного ископаемого (h_в - мощность вскрыши, h_п.и. - мощность полезного ископаемого):

I сечение: hв 7,0; ;

hп.и 22,1; ;

II сечение: hв 5,6; 6,6; 7,1; ;

hп.и 22,6; 18,0; 22,0; ;

III сечение: hв 4,0;7,3; 8,6; 7,3;

hп.и 24,0; 23,0; 23,0; 21,8; ;

IV сечение: hв 4,5; 3,9; 3,5; 10,0; 7,2; 7,9;

hп.и 21,7; 23,5; 24,7; 24,5; 20,9; 21,5;

V сечение: hв 6,8; 2,2; 3,6; 3,9; 7,0; 7,0; 8,1; 8,1;

hп.и 20,5; 22,4; 23,9; 24,6; 21,5; 21,4; 22,8; 23,1;

VI сечение: hв 8,3; 4,7; 3,5; 5,1; 6,2; 7,8; 9,1; 8,3; 7,7;

hп.и 17,9; 21,0; 25,0; 23,6; 21,7; 22,6; 24,7; 24,9; 24,9;

VII сечение: hв 6,8; 4,0; 5,0; 5,0; 7,8; 8,5; 8,9; 8,3; 7,4;

hп.и 16,0; 22,0; 23,7; 22,6; 22,0; 23,4; 22,4; 23,0; 22,1;

VIII сечение: hв 2,5; 4,5; 3,6; 7,4; 7,5; 7,8; 8,1; 7,1; 6,6;

hп.и 20,0; 19,8; 19,7; 18,8; 17,9; 17,0; 16,8; 16,0; 18,5;

IX сечение: hв 5,7; 4,8; 6,2; 6,7; 6,9; 8,1; 8,0; 9,4;

hп.и 17,3; 16,8; 16,1; 15,0; 14,5; 12,4; 13,8; 16,8;

X сечение: hв 9,7; 5,8; 6,8; 6,7; 7,0; 9,8; 12,0;

hп.и 16,2; 13,0; 12,3; 11,9; 11,5; 13,0; 16,0;

XI сечение: hв 10,3; 6,0; 6,9; 6,9; 6,8; 9,5; 12,0;

hп.и 6,3; 12,5; 11,9; 12,1; 11,8; 13,0; 16,0;

XII сечение: hв 7,0; 6,9; 7,6; 9,8; 8,5; 9,0; 11,1;

hп.и 15,9; 15,5; 14,5; 13,3; 13,7; 14,6; 14,0;

XIII сечение: hв 7,3; 7,3; 6,7; 9,0; 11,0; 9,9; 10,8; 12,6

hп.и 17,0; 16,3; 15,6; 14,5; 14,5; 15,5; 14,0; 11,9;

XIV сечение: hв 8,8; 8,5; 8,8; 8,3; 10,5; 12,1; 11,7

hп.и 18,2; 17,5; 17,0; 16,6; 15,7; 16,3; 18,0

XV сечение: hв 9,8; 8,7; 9,4; 8,7; 10,0; 12,2; 12,0; 11,7;

hп.и 18,5; 18,4; 16,2; 17,1; 16,5; 15,6; 18,4; 16,7;

XVI сечение: hв 8,8; 9,8; 10,7; 7,0; 9,9; 11,4; 11,0;

hп.и 20,3; 20,2; 18,3; 18,7; 18,2; 14,5; 11,9;

XVIa сечение: hв 11.0; 11,0;

hп.и 15,6; 12,4;

XVIb сечение: hв 8,8; 9,8; 10,7; 7,0;

hп.и 20,3; 20,2; 18,3; 19,0;

XVIIa сечение: hв 10,5;

hп.и 13,2;

XVIIb сечение: hв 7,5; 9,8; 8,7; 9,0;

hп.и 22,7; 21,2; 26,5; 23,6;

XVIIIa сечение: hв 10,9;

hп.и 14,4;

XVIIIb сечение: hв 9,5; 9,6;

hп.и 21,7; 24,8;

XIXa сечение: hв 11,2;

hп.и 14,7;

XIXb сечение: hв 10,0;

hп.и 25,0;

XX сечение: hв 10,8;

hп.и 15,7;

Рассчитываем площадь полезного ископаемого и вскрыши в сечении:

Где F - площадь полезного ископаемого или вскрыши в сечении, м²,

h - мощность полезного ископаемого или вскрыши в середине каждого участка,

h’ - мощность в середине неполного участка, м,

l и l’ - длина участка соответственно полного и неполного см, l = 5 см;

М - линейный масштаб, М=1:2000.

F_вI = 0м², так как это сечение проходит через точку.

F_п.и.I = 0м²;

F_вII = 19,3 x 5 x 20 + 7,1 x 0,9 x 20 = 2057,8м²;

F_п.и.II = 62,6 x 5 x 20 + 22,0 x 0,9 x 20 = 6656м²;

F_вIII = 27,2 x 5 x 20 + 7,3 x 3,6 x 20 = 3245,6м²;

F_п.и.III = 91,8 x 5 x 20 + 21,8 x 3,6 x 20 = 10749,6м²;

F_вIV = 37,0 x 5 x 20 + 7,9 x 4,7 x 20 = 4442,6м²;

F_п.и.IV = 136 x 5 x 20 + 21,5 x 4,7 x 20 = 15621м²;

F_вV = 46,7 x 5 x 20 + 8,1 x 2,5 x 20 = 5075м²; _IVaп.иV = 180,2 x 5 x 20 + 23,1 x 2,5 x 20 = 19175м²; _IVbвVI = 60,7 x 5 x 20 + 7,7 x 2,3 x 20 = 6424,2м²; _п.иVI = 206,3x 5 x 20 + 24,9 x 2,3 x 20 = 20744,54м²;_вVII = 61,7 x 5 x 20 = 6170м²; _{п.и. VII} = 197,2 x 5 x 20 = 19720м²;_вVIII = 55,1 x 5 x 20 + 6,6 x 2,5 x 20 = 5840м² _{п.и. VIII}= 164,5 x 5 x 20 + 18,5 x 2,5 x 20 = 16875м²;

F_вIX = 55,8 x 5 x 20 + 9,4 x 3,8 x 20 = 6294,4м²;

F_{п.и. IX} = 122,7 x 5 x 20 + 16,8x 3,8 x 20 = 13546,8м²

F_вX = 57,8 x 5 x 20 + 12,0 x 4,6 x 20 = 6884м²;

F_п.иX=93,6 x 5 x 20 + 16,0 x 4,6 x 20 = 10862м².

F_вXI = 58,4 x 5 x 20 + 12,0 x 4,7 x 20 = 6968м²;

F_п.иXI=93,6 x 5 x 20 + 16,0 x 4,7 x 20 = 10862м².

F_вXII = 59,9 x 5 x 20 + 11,1 x 3,6 x 20 = 6789,2м²;_п.иXII=101,5 x 5 x 20 + 14,0 x 3,6 x 20 = 11158м²._вXIII = 74,6 x 5 x 20 + 12,6 x 0,5 x 20 = 7586м²;_п.иXIII=119,3 x 5 x 20 + 11,9 x 0,5 x 20 = 12049м²._{в XIV} = 68,7 x 5 x 20 = 6870;_{п.и XIV} =119,3 x 5 x 20 = 11930м²._{в XV} = 82,5 x 5 x 20 + 11,7 x 0,4 x 20 = 8343,6м²;_{п.и XV} =137,5 x 5 x 20 + 16,7 x 0,4 x 20 = 13883,6м²._вXVI = 68,7 x 5 x 20 + 11,0 x 2,9 x 20 = 7498м²;_п.иXVI = 122,1 x 5 x 20 + 11,9 x 2,9 x 20 = 12900,2м²;_вXVIa = 22,0 x 5 x 20 + 11,0 x 4,3 x 20 = 3146м²;_{п.и. XVIa} = 28,0 x 5 x 20 + 12,3 x 4,3 x 20 = 3857,8м²;_вXVIb = 36,3 x 5 x 20 + 7,0 x 0,4 x 20 = 3686м²

F_{п.и. XVIb}= 77,8 x 5 x 20 + 19,0 x 0,4 x 20 = 7932м²;

F_вXVIIa = 10,5 x 5 x 20 + 10,5 x 4,3 x 20 = 1953м²;

F_{п.и. XVIIa} = 13,2 x 5 x 20 + 13,2 x 4,3 x 20 = 2455,2м²

F_вXVIIb = 35,0 x 5 x 20 + 9,0 x 0,3 x 20 = 3554м²;

F_п.иXVIIb= 94,0 x 5 x 20 + 23,6 x 0,3 x 20 = 9541,6м².

F_вXVIIIa = 10,9 x 5 x 20 + 10,9 x 2,8 x 20 = 1700,4м²;

F_п.иXVIIIa=14,4 x 5 x 20 + 14,4 x 2,8 x 20 = 2246,4м².

F_вXVIIIb = 19,1 x 5 x 20 + 9,6 x 3,0 x 20 = 1923,44м²;

F_п.иXVIIIb=46,5 x 5 x 20 + 24,8 x 3,0 x 20 = 6138м².

F_вXIXa = 11,2 x 5 x 20 + 11,2 x 2,5 x 20 = 1680м²;_п.иXIXa=14,7 x 5 x 20 + 14,7 x 2,5 x 20 = 2205м²._{в XIXb} = 0м², так как это сечение проходит через точку.

F_{п.и XIXb} =0м²,

F_{в XX} = 0м², так как это сечение проходит через точку.

F_{п.и XX} =0м²,

Полученные произведения откладывают в виде ординат поперечного ископаемого и вскрыши на графике геометрического анализа карьерного поля.

Разделив площади сечений вскрыши на соответствующие им площади полезного ископаемого, получим значение текущего коэффициента вскрыши (м³/м³).

К_{в. I} = ,              К_{в. XIV} =  0.58,

К_{в. II} =  , К_{в. XV} =  0.60,

К_в.III =  0.30,   К_в.XVI =  0.58,

К_в.IV =  0.28,             К_{в. XVIa} =  0.82,

К_в.V =  0.26, К_{в. XVIb} =  0.46,

К_{в. VI}= =0,31,            К_{в. XVIIa} =  0.80,

К_{в. VII} =  , К_{в. XVIIb} =  0.37,

К_{в. VIII} =  0.35,   К_{в. XVIIIa} =  0.76,

К_{в. IX} =  0.46,            К_{в. XVIIIb} =  0.31,

К_{в. X} =  0.63,     К_вXIXa =  0.76,

К_{в. XI} =  0.64,    К_{в. XIXb} = 0,

К_{в. XII} =  0.61, К_{в. XX} = 0,

К_{в. XIII} =  0.63,

Полученные значения текущего коэффициента вскрыши откладываются на графике геометрического анализа. Откладываем также длину фронта работ для каждого этапа.

где n - количество участков длиной l=50мм,

М - линейный масштаб.

L_фI = 0,

L_фII = 2 x 5 x 20 + 0,9 x 20 = 218м,

L_фIII = 3 x 5 x 20 + 3,6 x 20 = 372м,

L_фIV = 5 x 5 x 20 + 4,7 x 20 = 594м,

L_фV = 7 x 5 x 20 + 2,5 x 20 = 750м,

L_фVI = 8 x 5 x 20 +2,3 x 20 = 846м,

L_фVII = 9 x 5 x 20 + 0 x 20 = 900м,

L_фVIII = 8 x 5 x 20 + 2,5 x 20 = 850м,

L_фIX= 7 x 5 x 20 + 3,8 x 20 = 756м,

L_фX= 6 x 5 x 20 + 4,6 x 20 = 692м,

L_фXI = 6 x 5 x 20 + 4,7 x 20 = 694м,

L_фXII= 6 x 5 x 20 + 3,6 x 20 = 672м,

L_фXIII= 7 x 5 x 20 + 0.5 x 20 = 710м,

L_фXIV= 7 x 5 x 20 + 0 x 20 = 700м,

L_фXV = 7 x 5 x 20 + 0,4 x 20 = 708м,

L_фXVI = 6 x 5 x 20 + 2,9 x 20 = 658м,

L_фXVIa = 1 x 5 x 20 +4,3 x 20 =186м,

L_фXVIb = 3 x 5 x 20 + 0,4 x 20 = 308м,

L_фXVIIa = 0 x 5 x 20 + 4,3 x 20 = 86м,

L_фXVIIb= 3 x 5 x 20 + 0,3 x 20 = 306м,

L_фXVIIIa= 0 x 5 x 20 + 2,8 x 20 = 56м,

L_фXVIIIb = 1 x 5 x 20 + 3,0 x 20 = 160м,

L_фXIXa= 0 x 5 x 20 + 2,5 x 20 = 50м,

L_фXIXb= 0 x 5 x 20 + 0 x 20 = 0м,

L_фXX = 0 x 5 x 20 + 0 x 20 = 0м,

Вычисляем площадь карьера:

Для построения графика режима горных работ вычисляем объемы полезного ископаемого и вскрыши в слое. Для этого среднюю площадь полезного ископаемого или вскрыши между двумя сечениями умножаем на расстояние между этими сечениями, фиксирующими этапы работ, в метрах.

V_вI-II = м³,

V_п.иI-II = м³,

V_вII-III = м³,

V_п.иII-III = м³,

V_вIII-IV = м³,

V_п.иIII-IV = м³,

V_вIV-V = м³,

V_п.иIV-V = м³,

V_вV-VI = м³,

V_п.иV-VI = м³,

V_вVI-VII = м³,

V_п.иVI-VII = м³,

V_вVII-VIII = м³,

V_{п.иVII-VIII} = м³.

V_вVIII-IХ =  м³.

V_{п.иVIII-IХ} =  м³.

V_{вIX -X} =  м³.

V_п.иIХ-Х =  м³.

V_вX-ХI =  м³.

V_п.иХ-ХI =  м³.

V_{вХI- ХI1} =  м³.

V_{п.иХI- ХI1} =  м³.

V_вХI1-Х111 =  м³.

V_{п.иХI1-Х111} =  м³.

V_{в Х111- ХIV} = м³,

V_{п.и Х111- ХIV} = м³,

V_{в ХIV - ХV} = м³,

V_{п.и ХIV - ХV} = м³,

V_{в ХV - ХV1} = м³,

V_{п.и ХV- ХV1} = м³,

V_{в ХV1- ХV11} =  м³.

V_{п.и ХV1- ХV11} =  м³.

V_{в ХV11- ХV111} = м³,

V_{п.и ХV11- ХV111} = м³,

V_{в ХV111 - ХIХ} = м³,

V_{п.и ХV111 - ХIХ} = м³,

V_{в ХIХ - ХХ} = м³,

V_{п.и ХIХ- ХХ} = м³,

Полученные значения сводим в таблицу 2.

Таблица 2.

; ; ; ;

;

Затем по принятой производительности П’_к карьера по полезному ископаемому определяется срок отработки i -го контура с запасами V_iп.и полезного ископаемого

t_i=  лет.

t._I = лет, t_II = лет, t._III = лет,

t_IV = лет,     t._V = лет, t_VI = лет,

t._VII = лет, t_VIII = лет. t.IX= лет,

t.X= лет, t.XI = лет, t.X_II= лет,

t. _Х111= лет, t. _ХIV = лет, t. _ХV = лет,

t. _ХVI= лет, t.X_ХVII= лет, t.X_ХVIII= лет,

t.XIX = лет,

Исходя из срока отработки контура и объема V_iв вскрыши в нем определяют годовую производительность карьера по вскрыше в течение срока отработки контура.

П_в= м³/год

П_в.I = м³/год,                     П_в.II = м³/год,

П_в.III = м³/год,                  П_в.IV = м³/год,

П_в.V = м³/год,                  П_в.VI = м³/год,

П_в.VII = м³/год,          П_в.VIII = м³/год,

П_в.IX = м³/год, П_в.X = м³/год,

П_в.XI = м³/год,        П_в.XII = м³/год,

П_{в. Х111} = м³/год,       П_{в. ХIV} = м³/год,

П_{в. ХV} = м³/год, П_{в. ХVI} = м³/год,

П_{в. ХVII} = м³/год, П_{в. ХVIII} = м³/год,

П_в. XIX = м³/год,      

Результаты расчетов выражают в виде таблиц и графиков. На графике режима горных работ по оси абсцисс откладывается расстояние между сечениями, по оси ординат - объемы вскрыши и полезного ископаемого. В таблице, расположенной ниже графика режима, показывают запасы полезного ископаемого и объем вскрыши в каждом слое. Эти данные получены в результате выполненного ранее горно-геометрического анализа. На основании этих данных строится календарный график. Для этого в верхней строке указываются календарные годы разработки, а ниже в этом же масштабе времени откладывается продолжительность отработки каждого слоя. Верхняя строка этой таблицы является также шкалой оси абсцисс календарного графика. Полученные календарные графики служат в качестве исходных данных для обоснования годовых объемов вскрышных работ на карьере.

3.2 Выбор и обоснование рабочих и нерабочих углов откосов уступов и бортов карьера. Разбортовка карьера

По степени устойчивости горные породы разделяют на слабые (плывуны, сыпучие пески), устойчивые (суглинки, глины) и весьма устойчивые (известняки другие скальные породы). Устойчивость пород характеризуется углом естественного откоса. Устойчивость откосов уступов является основным условием безопасного ведения горных работ на карьерах. Обрушения и оползни откосов нарушают весь технологический процесс. Деформации откосов уступов могут быть вызваны несоответствием угла откоса уступа углу естественного откоса разрабатываемых пород. Нарушение устойчивости откосов ведет за собой увеличение объемов вскрыши, непроизводительные расходы на “дополнительную” переэкскавацию, нарушает режим работы на карьерах, вызывает простои и аварии горнотранспортного оборудования и приносит значительный материальный ущерб.

Выбираемый рабочий и нерабочий углы откоса уступа и борта карьера, они должны, прежде всего, удовлетворять требованиям безопасного ведения горных работ, устойчивости бортов и условиям размещения на бортах необходимых площадок и транспортных коммуникаций.

Данное месторождение разрабатывается четырьмя уступами: одним вскрышным и тремя добычными.

Принимаем такие углы откосов нерабочих уступов:

- вскрышной ;

первый добычной

второй добычной ;

третий добычной ;

Рисунок. Строение нерабочего борта карьера.

Проверим, чтоб скорость продвигания первого уступа опережала скорость продвигания второго и третьего, т.е. :

;

м/год;

м/год;

м/год;

Принимаем высоту первого уступа - 6,8м,.

второго уступа - 8,7м,

третьего уступа - 6,28м.

Угол откоса нерабочего борта карьера:

Предохранительная берма

м,

Ширина транспортной бермы В_m (рис 3.6)

,

где А’=1м /1, табл. 6.14/,

К - ширина кювета, К=1,65м /1, табл. 6.14/,

О₁,О₂ - ширина обочин, О₁=О₂= 0,5м /1, табл. 6.14/,

П - ширина транспортной полосы, принимаем П=9,5м /1, табл. 6.13/,

С - ширина предохранительной насыпи, С=2,5м,

Б - ширина бермы безопасности, Б= Н_уIII (Ctg- Ctg),

где Н_уIII - высота третьего уступа, Н_уIII =6,28м,

- угол устойчивого откоса уступа, =40⁰ /1, с.53/,

- угол откоса второго нерабочего уступа, =41⁰

Б= 6,28 (Ctg40⁰ - Ctg41⁰)=0,628м.

Принимаем Б=1м.

В_m= 1 + 1,65 + 0,5 + 9,5 + 0,5 + 2,5 + 1=16,65м

Для оконтуривания карьерного поля при горизонтальных и пологих залежах имеет значение принятая разбортовка карьера. Она может быть по отношению к граничной мощности полезного ископаемого в бортах карьера внешняя, внутренняя и половинчатая. В данном курсовом проекте принимаем “внутреннюю” разбортовку. При данной разбортовке имеют место потери полезного ископаемого и наименьшие объемы экскавируемых вскрышных пород. Схема разбортовки представлена на рисунке1.

Рисунок1. Внутренняя разбортовка карьерного поля.

Ширина разноса борта карьера по верху В_р= ; В_р = =17,6м_;

Ширина разноса борта карьера по низу определяется аналогично, т.е. В_понизу = ==39м.

Принимаем в’ = 5м - ширина защитной полосы.

3.3 Определение потерь полезного ископаемого

Согласно “Единой классификации потерь твердых полезных ископаемых при разработке месторождений”, потери подразделяются на общекарьерные и эксплутационные.

Так как на данном месторождении отсутствуют потери в целиках в пределах контура подсчета запасов, то общекарьерные потери f_o=0.

.Эксплутационные потери f_э складываются из потерь в подошве, при зачистке и в бортах карьера. Потери при зачистке:

f^з_э=

где обьем потерь полезного ископаемого при зачистке,

V - объем полезного ископаемого в контурах карьера, V = м³,

= h³ ·S_к,

где h³ - толщина потерь полезного ископаемого при зачистке, h³=0.25м,

S_к - площадь карьера в контурах подсчета запасов, S_к = м

=0.25·=171587,5 м³,

f^з_э=

.Эксплутационные потери в подошве f

f=

где hⁿ - толщина потерь полезного ископаемого в подошве, hⁿ=0.3м.

S= В_понизу*P=39*3694=144066 м;

P - периметр месторождения. P=3694м,

.

. Потери в бортах при внутренней разбортовке определяется объемом полезного ископаемого, оставляемого в бортах, тогда:

f^б_э=,

f^б_э=.

Потери отделенного от массива полезного ископаемого f_m складываются из потерь при транспортировке, разгрузке и перегрузках. Принимаем f_m=0,4%. Эти потери уже учтены при расчете необходимой производительности карьера П’_к.

3.4 Подсчет запасов

1. Эксплутационные запасы V_э, м³, определяются по формуле

V_э= V м³.

V_эм³

. Срок существования карьера Т_к, лет

Т_к=лет.

где К - коэффициент транспортных потерь, К = 1.004

П_к^' - производительность по i-му уступу,

3 Объем вскрыши V_в складывается из вскрыши в контурах подсчета запасов V^к_в, при разносе бортов карьера V^б_в и потерь полезного ископаемого при зачистке V з.

V_в = V^к_в+ V^б_в+ V з

Объем вскрыши в контурах подсчета запасов V^к_в, м³, определяется по формуле:

V^к_в= (h_вср- h_п.слоя) · S_к, м³,

где h_вср - средняя глубина вскрыши по карьеру, h_вср= 9,84 м.

h_п.слоя- толщина плодородного слоя h_п.слоя = 0.2 м.

V^к_в=(9,84 - 0.2) · 686350 =6616414 м³,

V^б_в =· Р, м³

где Р - периметр карьера,

Р= 3694м.

V^б_в =211902, м³

Объем при зачистке кровли полезного ископаемого

V^з_в= h³ · S_к = 0.25 · 686350 = 171587,5м³

Общий объем вскрыши по карьеру

V_в = V^к_в+ V^б_в+ V з= 6616414+211902+171587,5=6999903,5м³.

Объем плодородного слоя складывается из объема в контурах подсчета запасов V^к_пл под отвалами V^о_пл, объема на ширину разноса борта карьера V^б_пл и объема на ширину защитной полосы, предотвращающей смыв плодородного слоя в карьер, V^с_пл.

V_пл = V^к_пл + V^o_пл + V^б_пл + V^c_пл

Объем плодородного слоя в контурах карьера V^к_пл, м³, определяется по формуле:

V^к_пл = h_п.слоя · S_к, м³, V^к_пл= 0.2 · 686350 = 137270м³,

Объем плодородного слоя под отвалами V^о_пл, м³, определяется по формуле:

V^о_пл= 0.2 · S_отв = 0.2 · 1030541,35= 206108,27 м³,

где S_отв - площадь, занимаемая отвалами.

Принимаем отвал трапециевидной формы высотой H_от = 8 м.

Площадь занимаемая отвалами S_отв, определяется по формуле:

S_отв=м²,

К_р - коэффициент разрыхления пород в отвале, К_р = 1.05 - 1.07;

К_нс.отв - коэффициент насыпки отвала, К_нс.отв = 0.9;

Объем плодородного слоя в бортах карьера V^б_пл, м³, определяется по формуле:

V^б_пл= h_пл · Р · В_р = 0.2 · 3694 · 20,2 = 14923,76м³.

Объем плодородного слоя в предохранительной полосе, предотвращающей от смыва плодородного слоя в карьер, V^с_пл, м³, определяется по формуле:

V^с_пл= h_п.слоя · b’· P = 0.2 · 5 · 3694 = 3694 м³.

где b’- предохранительная полоса, предотвращающая от смыва, b’=5 м,

V_пл = V^k_пл + V^o_пл + V^б_пл + V^c_пл =137270 +206108,27+14923,76+3694 = 361996,03 м³

Средний коэффициент вскрыши к_ср

к_ср=

3.5 Режим работы и производительность карьера

При проектировании карьеров большое значение имеет выбор оптимального календарного режима работы, при котором обеспечивается рациональное использование горнотранспортного оборудования, максимальная производительность труда и минимальные затраты на производство товарной продукции.

Нормы технологического проектирования рекомендуют для карьеров с годовой производительностью до 1…1,5 млн.т. пятидневную рабочую неделю при двух сменах в сутки. На карьерах строительных материалов принимаются 260 рабочих дней в году и пятидневная рабочая неделя при двух или трех восьмичасовых сменах в сутки.

Режим вскрышных работ может определяться от режима добычных работ. Однако во всех случаях (особенно при сезонной работе) необходимо принимать в зависимости от климатических и горно-геологических условий, масштаба работ, вида и мощности горнотранспортного оборудования и режима работы обогатительных фабрик. На добыче полезного ископаемого принимаем 260 рабочих дней в году и пятидневную рабочую неделю при двух восьмичасовых сменах в сутки.

Возможная сменная производительность карьера по полезному ископаемому:

Q_см=м³/смену

где П_к - производительность по i-му уступу,

К - коэффициент транспортных потерь, К = 1.004

Т_раб - число рабочих дней в году, Т_раб=260 /1, с.29/,

n_см - число рабочих смен в сутки, n_см=2 /1, с.29/,

Сменная производительность карьера по полезному ископаемому на 1-ом уступе:

Q_{см I} = м³/смену.

Сменная производительность карьера по полезному ископаемому на 2-ом уступе:

Qcм II = м³/смену.

Сменная производительность карьера по полезному ископаемому на 3-ем уступе:

Q_{см III} = м³/смену.

На вскрышных работах принимаем =160 рабочих дней в году и пятидневную рабочую неделю при двух восьмичасовых сменах в сутки.

Сменная производительность карьера по вскрыше:

м³/смену.

На снятии плодородного слоя принимаем 160 рабочих дней в году и пятидневную рабочую неделю при одной восьмичасовой смене в сутки.

Сменная производительность карьера по плодородному слою:

Q^пл_см =  м³/смену.

3.6 Вскрытие карьерного поля и система разработки

Целью вскрытия месторождения является установление грузотранспортной связи между горизонтами его разработки и техническими сооружениями на поверхности и в карьере. Горизонтами разработки являются рабочие площадки. Сооружениями на поверхности являются станции, через которые грузы следуют на склады, дробильно-сортировочные заводы и обогатительные фабрики, отвалы, пункты назначения грузов.

Вскрытием месторождения называется проведение системы капитальных горных выработок, открывающих доступ от земной поверхности к месторождению или от какой-либо разрабатываемой его части к другой и обеспечивающих возможность проведения разрезных траншей.

На выбор способа вскрытия и места расположения вскрывающих выработок на карьерах строительных материалов существенные влияние оказывают: рельеф поверхности месторождения, мощность вскрышных пород и место расположения отвалов, направление трещиноватости, относительное расположение дробильно-сортировочной фабрики, качество пород месторождения и взаимное расположение слоев пород различной прочности, производственная мощность карьера и вид применяемого транспорта.

Принимаем вскрытие внешней групповой траншеей с независимым выходом и двусторонним примыканием. Траншею располагаем в южной части месторождения, поскольку именно в этой части месторождения находится полезное ископаемое наилучшего качества, а глубина вскрыши является относительно невысокой и равномерной по мощности.

Направление фронта горных работ следует выбирать из условия сохранения его неизменной протяженности с учетом равномерности распределения вскрышных пород и полезного ископаемого на различных этапах отработки месторождения.

Под системой разработки месторождения понимается порядок и последовательность выполнения открытых горных работ в пределах карьерного поля или его участка.

Выбираем систему разработки с продольным перемещением пород во внешние и внутренние отвалы.

3.7 Выбор основных параметров системы разработки

Основными параметрами систем открытой разработки являются: рабочие уступы, заходки, рабочие площадки, транспортные и предохранительные бермы, разрезные траншеи, отвалы.

Основными параметрами систем разработки являются: высота уступа и угол рабочих уступов, ширина заходок, ширина рабочих площадок, транспортных и предохранительных берм, угол откоса рабочего борта, длина фронта работ, численность рабочих уступов и размеры отвалов.

Высота уступа непосредственно влияет на ряд общекарьерных показателей: качество добытого полезного ископаемого, скорость подвигания горных работ, темп углубления горных работ, срок строительства карьера, объем горно-капитальных работ, общую протяженность фронта работ, внутрикарьерных путей и дорог, угол откоса рабочих и нерабочих бортов. Безопасность ведения горных работ является основным требованием.

При разработке горизонтальных и пологих залежей мощность залежей и покрывающих пород обычно предопределяет высоту и число уступов. На данном месторождении мощность залежи полезного ископаемого составляет в среднем 21,78 м. Мощность вскрыши 9,84 м, поэтому разработку ведем одним вскрышным уступом и тремя добычными, высота которых:H=9,84, Н_уI = 6,8 м, Н_уII = 8,7 м. Н_уIII = 6,28м.

На вскрышном уступе принимаем экскаватор канатный с верхним копанием, (прямая лопата Э - 2503), наибольшая высота копания которого Н_вк = 10 м. На первом и третьем добычном уступе принимаем драглайн(Э - 2503), а на втором - принимаем экскаватор канатный с верхним копанием, (прямая лопата Э - 2503).

Устойчивость откосов в мягких породах часто имеет решающее значение. В таких породах высота уступа не должна превышать максимальной высоты черпания экскаватора.

Так как мягкие связные породы имеют предел прочности 10 - 50кгс/см² (при одноосном сжатии в образце), угол внутреннего трения 13 -23⁰, сцепление 0,5 - 10кгс/см², легко разрабатываются всеми видами выемочных машин без предварительного рыхления и способны сохранять угол откоса до 50 -60⁰ при высоте уступов до 7 -15м, то принимаем угол первого рабочего уступа = 50⁰, второго = 55⁰, третьего = 55⁰

В нормальных заходках выемка породы производится при постоянном положении оси движения выемочных машин по длине заходки и максимальном использовании их рабочих параметров.

Ширина “нормальной” заходки в торцовом забое для мехлопат

А_нэ=(1,51,7) · R_ч.у м,

Ширина заходки для экскаватора работающего на вскрыше (Э - 2503):

где R_ч.у - радиус черпания на уровне стояния экскаватора, R_ч.у = 7,2м.

А_нв= 1,6 ·7,2 = 11,52м.

Ширина заходки для экскаватора работающего на 2-ом добычном уступе (Э - 2503)

где R_ч.у - радиус черпания на уровне стояния экскаватора, R_ч.у = 7,2м.

А_нд1= 1,6 ·7,2 = 11,52м.

Ширина “нормальной” заходки в торцовом забое для драглайна:

А_нд= R_ч(sin+sin),м

где R_ч - радиус черпания,

, - углы разворота экскаватора от его оси, при черпании, принимаем =0⁰, = 45⁰ /3, с.215/.

Ширина заходки для драглайна работающего на 1-ом и 3-ем добычных уступе(ЭО - 5111Б):

А_нд= 11,1 · (sin0⁰ + sin45⁰) = 7,8м.

Рабочая площадка - горизонтальная поверхность уступа, ограничивающая его по высоте (снизу и сверху) и служащая для размещения выемочно-погрузочного, и транспортного оборудования, необходимого для разработки уступа.

Ширина рабочих площадок должна обеспечить производительную работу оборудования при безопасном размещении основных горных машин и транспортных коммуникаций, силовых и осветительных линий, вспомогательного транспорта и оборудования. В период строительства и реконструкции карьера для сокращения объема горно-капитальных работ принимают рабочие площадки минимальной ширины.

Минимальная ширина рабочей площадки при разработке мягких пород с использованием мехлопат

Ш_р.п.min.э= А_э + П + С₁

где А_э - ширина “экскаваторной” заходки, А_э= 8м,

П - ширина транспортной полосы, П= 2R_п, где R_п - минимальный радиус поворота автосамосвала МАЗ-5516-030, R_п=11м; П= 2 х 11 =22м. Принимаем П=24м.

С₁ - расстояние от транспортной полосы до нижней бровки уступа, С₁=3м.

Ш_р.п.min.э= 8 + 24 + 3 = 35м.

Минимальная ширина рабочей площадки драглайна

Ш_р.п.min.д= А_д + П + С₂ + Б,м,

где А_д - ширина заходки драглайна, А_д=7,8м.

С₂ - расстояние от транспортной полосы до бермы безопасности, С₂= 3м,

Б - полоса (берма) безопасности,

Б= Н_уII(ctg- ctg),м,

где Н_уI - высота второго (рабочего) уступа, Н_уI=6,8м,

 - угол устойчивого откоса уступа, = ,

 - угол откоса второго рабочего уступа, = 41⁰,

Б= 6,8*(ctg40⁰ - ctg41⁰) = 2,5м,

Ш_р.п.min.д= 7,8+ 24 + 3 + 2,5= 37,3м.

В период эксплуатации рабочую площадку расширяют в целях формирования вскрышных работ и увеличения подготовленных к разработке запасов горной массы.

Уступы нерабочего борта карьера разделяются площадками (бермами) транспортными и предохранительными. Минимальная ширина берм (с учетом их назначения) позволяет уменьшить общий объем вскрышных работ в карьере. Транспортные (соединительные) бермы соединяют капитальные траншеи с рабочими горизонтами на соответствующих уступах.

3.8 Выбор и определение производительности технологического оборудования

3.8.1 Производительность вскрышного экскаватора

Вскрышные породы разрабатываются экскаватором Э-2503

Техническая характеристика экскаватора Э-2503

В качестве транспортного оборудования принимаем автосамосвал МАЗ-5516-030.

Сменная производительность экскаватора при погрузке в автотранспорт.

Q_см =, м³/смену

где Т_см - продолжительность смены, Т_см= 480мин,

Т_пз - время на подготовительно-заключительные операции, Т_пз= 35мин,

Т_лн - время на личные потребности, Т_лн= 10мин,

Е - емкость ковша экскаватора, Е=2,5м³,_к - число ковшей, загружаемых в самосвал, которое зависит от

_р =/К_р,

где  - плотность породы в целике =1.5 т/м³;

К_р - коэффициент разрыхления породы в ковше, К_р=1.25 ,

_р = 1,5/1,25=1,2

где G - грузоподъемность самосвала, G=16т, V_а-объем кузова автомобиля, V_а= 10,5м³ , G/V=16/10.5=1.5 , если_р<G/V_a, то количество ковшей рассчитывается по формуле

где К_н - коэффициент наполнения ковша, К_н=1,05,

При _р> G/V_a, количество ковшей рассчитывается по формуле

,

Т.к. _р = 1.5/1.25 = 1.2 и G/V_a = 16/10,5 = 1.5, следовательно, число ковшей определим по формуле

 примем количество ковшей =5,

Проверим полученное число ковшей на перегрузку

т, условие выполняется, принимаем окончательно число ковшей 5 .

К_ирв - коэффициент использования рабочего времени, К_ирв=0.75 ._п - время загрузки самосвала, с,

_п=с

где n_к - принятое число ковшей загрузки, n_к=5,_ц - число циклов экскавации в минуту,

_ц=цикла/мин,

где t_ц - продолжительность рабочего цикла экскаватора, t_ц=21,5с.

_п=с.

_об - время обмена (установки под загрузку самосвала), при петлевой схеме подачи автомобилей принимаем t_об= 25 c,

м³/смену,

Годовая производительность экскаватора

_год= Q_см · Т_р · n_см,

где Т_р - число рабочих дней в году Т_р= 160,_см - число смен в сутки, n_см = 2.

_год= 1259,4 · 160 · 2 = 403008 м³/год.

Расчетное число экскаваторов

^’_экс= шт.

где Q^в_см - проектная сменная производительность вскрышного уступа,

к_м - коэффициент запаса мощности по производительности, к_м = 1.35 ,

=

Принимаем = 1 шт.

Число рабочих дней экскаватора за год

Т_э = , дней

где М - межремонтный цикл, М= 15000 маш/час,

Р_n - количество дней простоя в ремонтах на протяжении полного ремонтного цикла, Р_n -248 день._сут - число часов работы экскаватора в сутки, t_сут = 14.5 ч.

Т_э =  дней.

3.8.2Производительность добычного экскаватора.

На втором уступе:

Техническая характеристика экскаватора Э-2503

В качестве транспортного оборудования принимаем автосамосвал МАЗ-5516-030. Сменная производительность экскаватора при погрузке в автотранспорт.

Q_см =, м³/смену

где Т_см - продолжительность смены, Т_см= 480мин,

Т_пз - время на подготовительно-заключительные операции, Т_пз= 35мин,

Т_лн - время на личные потребности, Т_лн= 10мин,

Е - емкость ковша экскаватора, Е=2,5м³,_к - число ковшей, загружаемых в самосвал, которое зависит от _р =/К_р,

где  - плотность породы в целике =1.5 т/м³;

К_р - коэффициент разрыхления породы в ковше, К_р=1.25 ,

_р = 1,5/1,25=1,2

где G - грузоподъемность самосвала, G=16т, V_а-объем кузова автомобиля, V_а= 10,5м³ , G/V=16/10.5=1.5 , если_р<G/V_a, то количество ковшей рассчитывается по формуле

где К_н - коэффициент наполнения ковша, К_н=1,05,

При _р> G/V_a, количество ковшей рассчитывается по формуле

,

Т.к. _р = 1.5/1.25 = 1.2 и G/V_a = 16/10,5 = 1.5, следовательно, число ковшей определим по формуле

 примем количество ковшей =5,

Проверим полученное число ковшей на перегрузку

т, условие выполняется, принимаем окончательно число ковшей 5 .

К_ирв - коэффициент использования рабочего времени, К_ирв=0.75 ._п - время загрузки самосвала, с,

_п=с

где n_к - принятое число ковшей загрузки, n_к=5,_ц - число циклов экскавации в минуту,

_ц=цикла/мин,

где t_ц - продолжительность рабочего цикла экскаватора, t_ц=21,5с.

_п=с.

_об - время обмена (установки под загрузку самосвала), при петлевой схеме подачи автомобилей принимаем t_об= 25 c,

м³/смену,

Годовая производительность экскаватора

_год= Q_см · Т_р · n_см,

где Т_р - число рабочих дней в году Т_р= 260,_см - число смен в сутки, n_см = 2.

_год= 1259,4 · 260 · 2 = 654888 м³/год.

Расчетное число экскаваторов

^’_экс= шт.

где Q^в_см - проектная сменная производительность 2-ого добычного уступа,

к_м - коэффициент запаса мощности по производительности, к_м = 1.35 ,

=

Принимаем = 1 шт.

Число рабочих дней экскаватора за год

Т_э = , дней

где М - межремонтный цикл, М= 15000 маш/час,

Р_n - количество дней простоя в ремонтах на протяжении полного ремонтного цикла, Р_n -248 день._сут - число часов работы экскаватора в сутки, t_сут = 14.5 ч.

Т_э =  дней.

2.8.3 Производительность драглайна

Разработка первого и третьего уступов ведется драглайном Э-2503.

Техническая характеристика драглайна Э-2503

Сменная производительность драглайна

Q_см = м³/cмену,

где Е - емкость ковша драглайна, Е = 3 м³,

где Т_см - продолжительность смены, Т_см= 480мин,

Т_пз - время на подготовительно-заключительные операции, Т_пз= 35мин,

Т_лн - время на личные потребности, Т_лн= 10мин,

Е - емкость ковша экскаватора, Е=3м³,_к - число ковшей, загружаемых в самосвал, которое зависит от

_р =/К_р,

где  - плотность породы в целике =1.6 т/м³;

К_р - коэффициент разрыхления породы в ковше, К_р=1.25 ,

_р = 1,65/1,25=1,32

где G - грузоподъемность самосвала, G=16т, V_а-объем кузова автомобиля, V_а= 10,5м³ , G/V=16/10.5=1.5 если_р<G/V_a, то количество ковшей рассчитывается по формуле

,

где К_н - коэффициент наполнения ковша, К_н=1,

При _р> G/V_a, количество ковшей рассчитывается по формуле

,

Т.к. _р = 1.6/1.25 = 1.3 и G/V_a = 16/10,5 = 1.5, следовательно, число ковшей определим по формуле

 примем количество ковшей =4,

Проверим полученное число ковшей на перегрузку

т,

К _ирв - коэффициент использования рабочего времени, К _ирв = 0,75

t _n - время погрузки самосвала, с,

t_n =, c,

где n_ц - число циклов экскавации в минуту,

n_ц =

t_n = с.

К_р - коэффициент разрыхления породы в ковше, К_р =1,25 ,

Q_см = м³/cм.

Годовая производительность драглайна

Q_год = Q_см* Т_р* n_cм = 1096,77 * 260 * 2 =547248 м³/год.

Расчетное количество драглайнов

 шт,

где  - проектная сменная производительность первого уступа,

 - проектная сменная производительность третьего уступа,

 шт.

 шт.

Принимаем = 1 шт. на первом и= 1 шт. на третьем уступе.

Число рабочих дней драглайна за год

Т_э =  дней.

2.8.4 Производительность бульдозера

На снятии плодородного слоя принимаем гусеничный бульдозер Д-271А на базе трактора Т-100М.

Техническая характеристика бульдозера Д-271А.

Объем призмы волочения определяется по формуле:

, м³

где h_от - высота отвала бульдозера, h_от =1.1 м,

 - ширина отвала бульдозера,  = 3.03 м,

 - угол естественного откоса породы,  = 40^О.

м³

Длина участка набора породы Lн:

 м

где П_ЭБ и П_ЭП - фактический и паспортный показатели трудности экскавации породы бульдозером, П_ЭБ = П_ЭП = 1.0 /3, табл. 8.7/.

К_п - коэффициент потери породы, К_п = 1.2 / 3, с.174 /,

F_n - паспортная площадь поперечного сечения стружки, F_n = 0.4 /3, табл.8.7/,

К_м - коэффициент, учитывающий неравномерности толщины стружки, К_м =0.7.

м

Время рабочего цикла бульдозера:

где v_H - скорость набора породы, v_H = 0.45м/с /2, табл.4.48 /,

L_n - длина перемещения грунта.

v_n - скорость перемещения породы, v_n = 0.65 м/с / 2, табл. 4.48 /,

v_xx - скорость холостого хода, v_xx = 1.05 м/с / 2, табл. 4.48 /,

t_в - время вспомогательных операций, приходящихся на цикл, t_в =8.5 с / 1, с.67 /,

Принимаем такую схему работы, при которой бульдозер формирует навал плодородного слоя за четыре цикла при ширине рабочей площади 37.2 м. Тогда длина перемещения грунта в первом цикле составит - 27.9 м, во втором - 18.6 м, в третьем - 9.3м, в четвертом цикле будет только длина набора, т.е. длина перемещения будет равна 0.

Параметры навала плодородного слоя, образовываемого бульдозером, будут следующие:

Рис. 1 График работы бульдозера

Площадь поперечного сечения навала

Sн = h_пл · 40 = 8 м³,

Углы откоса навала

γ₁ = α₁ = 35⁰, γ₂ = 25⁰,

При высоте навала h_н = 2м его ширина составит

а_н = h_пл · (ctg 35⁰ + ctg 25⁰) =7.1 м

 м

с

Часовая производительность бульдозера О_б, при разработке и перемещении грунта:

м³/ч,

где - коэффициент, учитывающий потери породы в процессе ее перемещения,

 = 1 -  ,

 = 1 - 0.008 х 13.95 = 0.89,

К_укл - коэффициент влияния уклона, К_укл = 1 .3, табл./ 8.8 /,

К_р - коэффициент разрыхления породы в призме волочения, К_р = 1.2 / 3, с.173 /.

Q_б =  м³/ч

Сменная производительность бульдозера:

 м³/смену

где t_см - число часов работы в смену, t_см = 8 ч

К_ир- 0.8

 м³/смену

Расчетное количество бульдозеров:

Принимаем  шт.

2.8.5 Производительность погрузчика

Выемку грунта из формируемого бульдозером навала производим погрузчиком на пневмоколесном ходу Д-584.

Техническая характеристика погрузчика Д-584 (ТО-8).

Продолжительность цикла Т_ц погрузчика при совмещении вспомогательных операций и основных определяется по формуле:

Т_ц =  с

где t_ч - время черпания породы, t_ч = 12 с / 3, табл.8.13/,

- расстояние перемещения породы, из схемы работы погрузчика (черпание из навала, отъезд задним ходом от навала, разворот и погрузка в автосамосвал) принимаем l= 10м,

v_ср-скорость перемещения погрузчика при работе в качестве выемочно-погрузочного оборудования, v_ср=1.5м/с /3, с.183/,

t_р - время разгрузки, t_р= 5с /1, с.68/,

Т_ц=с

Расчетная емкость ковша погрузчика:

Е_р=м³

где G - грузоподъемность погрузчика, G=5т,

К._н - коэффициент наполнения ковша, К._н=1.25/3, табл.8.12/,

 - плотность породы, =1.6 т/м³.

К_р - коэффициент разрыхления породы в ковше, К_р=1.3 /3, табл.8.12/,

Е_р= м³

Часовая производительность погрузчика :

Q_n=, м³/ч

где К_о- коэффициент использования времени, учитывающий влияние вспомогательных операций, К_о=0.9 /1, с.65/,

Q_n=м³/ч

Сменная производительность погрузчика :

Q_nсм=м³/смену

где к_ирв - коэффициент использования рабочего времени, к_ирв=0.7

Q_n.см==1808.9м³/смену

Для работы с погрузчиком принимаем автосамосвал МАЗ-5516-030 с минимальной высотой разгрузки 3200мм. Так как наибольшая высота разгрузки погрузчика Д-584 равна 3350мм, то автосамосвал подходит.

Расчетное количество погрузчиков       

N’_пог==0.1

Принимаем N’_пог= 1шт.

3.9 Вскрышные работы и отвалообразование

Сменная производительность карьера по вскрыше рассчитана в пункте 3.5 и составляет Q^в_см= 1087,9 м³/смену.

На данном карьере вскрышные работы ведутся мехлопатой экскаватором Э-2503 с годовой производительностью Q_год= 403008м³/год, сменной производительностью Q_см=м³/смену. Транспортирование вскрышных пород осуществляется автосамосвал МАЗ-5516-030

На вскрышных работах основное время (70-80%) приходится на движение автосамосвала с грузом и без груза. Оно зависит от параметров карьера, места складирования вскрышных пород и скорости движения автомобиля.

Принимаем схему производства вскрышных работ с первоначальным размещением вскрыши, извлеченной во время горно-капитальных работ, на борту карьера. Оставшийся объем вскрыши транспортируется во внутренние отвалы, т.е. в выработанное пространство карьера. Данная схема является наиболее экономически выгодной, поскольку размещение вскрышных пород не потребует включения в земельный отвод дополнительных площадей под отвалы. Также существенное значение имеет расстояние от верхней бровки борта карьера до нижней бровки откоса отвала.(50м). Увеличение этого расстояния приводит к перепробегу самосвала. Уменьшение его до минимума снижает устойчивость бортов карьера и усложняет организацию движения транспорта.

Параметры отвалов и место их расположения определяют рентабельность вскрышных работ. Основными параметрами, характеризующими отвальные работы при транспортировании пород автомобилями, являются: длина фронта отвального участка и всего отвала; число участков; высота отвала; шаг переноски отвальной дороги; продолжительность загрузки и подготовки отвального участка; объем бульдозерных работ; необходимое число бульдозеров при заданном объеме работ. Принимаем отвал трапециевидной формы высотой H_от = 8м; угол откоса борта отвала равным углу естественного откоса вскрышных пород - 39⁰;

Удельная приемная способность отвала:

, м/м

где V-емкость кузова автосамосвала, V= 10,5 м;

-коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова, =1.5-2.5;

принимаем =2.0;

b-ширина кузова автосамосвала, b=2.5 м

W= м/м;

Длина отвального участка по условиям планировки:

L= , м,

где Q-производительность бульдозера, м/смену;

L= =40,3 м,

Длина отвального участка по условиям беспрепятственной разгрузки автомашин:

L=N, м;

где N-число автомашин, обслуживающих отвальный участок; N=2 рассчитано в пункте 3.10;

a=20-30 м - ширина полосы, занимаемой автосамосвалом при маневрировании и разгрузке; принимаем а= 25 м;

t- продолжительность разгрузки и маневрирования автосамосвала на отвале, принимаем t=50+20=75 с=1.25 мин;

Т-время рейса автосамосвала, Т=352с= 5,9 мин, рассчитано в пункте 3.10 ;

 м;

Число рабочих отвальных участков:

где W-объем вскрышных пород, складируемых на отвале, м/ смену;

, м/ смену - рассчитано в пункте 3.5;

N-число бульдозеров, работающих на отвале; N=1 шт.;

Принимаем N=4 шт.;

Общая длина отвального фронта:

где Ко=1…4- коэффициент одновременности работы отвальных участков, принимаем Ко=1;

L=50 м - максимальное значение длины отвального участка по условиям планировки или беспрепятственной разгрузке автомашин;

Объем бульдозерных работ:

где К_{з -} коэффициент заваленности, К_з =0.6;

n_см - сменность работы отвала.

 м³

Число бульдозеров, работающих на отвале:

где n_см’ - сменность работы бульдозеров на отвале;

Принимаем ширину отвала по верху В_в =120 м,

Ширина отвала по низу В_{н ,} определяется по формуле:

В_н = В_в + 2 = 120 + 2 = 139,7м,

Рис. 2 Конструкция и параметры отвала

3.10 Транспорт

Преимущественному применению автомобильного транспорта способствуют следующие его достоинства. Высокая маневренность, значительно облегчает ведение горных работ, что особенно существенно для небольших карьеров при малом сроке их существования, когда укладка конвейерных линий и железнодорожных путей неэкономична. При автомобильном транспорте всегда имеется возможность быстрой переброски автосамосвалов с одного объекта на другой, или от одного экскаватора к другому. Небольшие капитальные затраты. Производительность экскаваторов на 15-20% выше, чем при железнодорожном транспорте (в основном за счет сокращения времени на обменные операции).

Наряду с достоинствами автотранспорт имеет ряд недостатков, которые оказывают существенное слияние на технико-экономические показатели его работы. К ним относятся относительно большие затраты на транспортирование, зависимость работы автосамосвалов от климатических условий и плохая их проходимость в слабых породах.

При выборе автосамосвалов необходимо учитывать емкость ковша погрузочного оборудования и дальность транспортирования. . Выбираем автосамосвал МАЗ-5516-030

Техническая характеристика автосамосвала МАЗ-5516-030:

. Вычисляем производительность и потребное число автосамосвалов, обслуживающих вскрышной экскаватор.

Время движения в грузовом и порожнем направлениях:

t_гр + t_пор=, c

где L_гр и L_пор - соответственно длина пути в грузовом и порожнем направлениях, принимаем L_гр= L_пор= 540м.

v_гр - скорость в грузовом направлении, v_гр= 6.5 м/с, /3, табл.16.7/_пор - скорость в порожнем направлении, v_пор=8.5 м/с, /3, табл.16.7/,

t_гр + t_пор=с

Время рейса автомобиля:

Т_р= t_п + t_р + t_гр + t_пор + t_м, с,

где t_п - время погрузки, t_п=130,43с /п.3.8.1/._р - время разгрузки, t_р=50с /1, с.80/,

t_м - время маневров, t_м=25с.

Т_р=130,43+ 50 + 147 + 25 = 352с.

Фактическая грузоподъемность:

 т

где Е - емкость ковша экскаватора, Е= 2,5м³,

к_н - коэффициент наполнения ковша, к_н= 1.05 /3, табл.9.5/,

к_р - коэффициент разрыхления в ковше, к_р= 1.2 /3, табл.9.5/,

 - плотность породы, =1.6 т/м³.

т.

Фактический объем перевозимого груза автомобилем:

м³

Сменная производительность автомобиля:

м³/смену;

Число автомобилей, обслуживающих экскаватор:

Принимаем N= 3шт.

Общее число автомобилей для выполнения сменной производительности вскрышного уступа:

N_{см в} =

где W - суточный грузооборот карьера, W= 1087,9 · 2 =2175,8 м³/смену,

к_нер - коэффициент неравномерности погрузки, к_нер=1.1 /1, с.81/,

Q_см - сменная производительность автомобиля, м³/смену;

.Для работы на добычных уступах также выбираем автосамосвал МАЗ-5516-030

Техническая характеристика автосамосвала МАЗ-5516-030:

Вычисляем производительность и потребное число автосамосвалов, обслуживающих экскаватор на втором уступе

Время движения в грузовом и порожнем направлениях:

t_гр + t_пор=, c

где L_гр и L_пор - соответственно длина пути в грузовом и порожнем направлениях, принимаем L_гр= L_пор= 1500м.

t_гр + t_пор=с.

Время рейса автомобиля:

Т_р= t_п + t_р + t_гр + t_пор + t_м, с,

где t_п - время погрузки, t_п=130,43с /п.3.8.1/._р - время разгрузки, t_р=50с /1, с.80/,

t_м - время маневров, t_м=25с.

Т_р=130,43+ 50 + 407 + 25 = 612с.

Фактическая грузоподъемность:

 т

где Е - емкость ковша экскаватора, Е= 2,5м³,

к_н - коэффициент наполнения ковша, к_н= 1.05 /3, табл.9.5/,

к_р - коэффициент разрыхления в ковше, к_р= 1.2 /3, табл.9.5/,

 - плотность породы, =1.6 т/м³.

т.

Фактический объем перевозимого груза автомобилем:

м³

Сменная производительность автомобиля:

м³/смену;

Число автомобилей, обслуживающих экскаватор:

Принимаем N= 5шт.

Общее число автомобилей для выполнения сменной производительности второго уступа:

N_{см в} =

где W - суточный грузооборот карьера, W= 617,8· 2 =1235,6 м³/смену,

к_нер - коэффициент неравномерности погрузки, к_нер=1.1 /1, с.81/,

Q_см - сменная производительность автомобиля, м³/смену;

Принимаем N= 2шт.

Вычисляем производительность и потребное число автосамосвалов, обслуживающих драглайны на первом и третьем уступах

Время движения в грузовом и порожнем направлениях:

t_гр + t_пор=с (рассчитывается, как и для экскаватора).

Время рейса автомобиля:

Т_p= t_п + t_р + t_гр + t_пор + t_м, с,

где t_п - время погрузки, t_п=146,34. /п.3.8.2/.

Т_p= 146,34 + 50 + 407 + 25 = 628с.

Фактическая грузоподъемность:

 т

где Е - емкость ковша драглайна, Е=3м³,

к_н - коэффициент наполнения ковша драглайна, к_н=1.05 /3, с221/,

к_р - коэффициент разрыхления породы в ковше, к_р=1.2 /4, табл. IV.5/,

т.

Фактический объем перевозимого груза автомобилем:

м³

Cменная производительность автомобиля:

м³/смену.

Число автомобилей, обслуживающих драглайн:

Принимаем N= 5 шт.

Общее число автомобилей для выполнения сменной производительности I уступа:

N_{см I} =

где W - суточный грузооборот карьера, W= 482,7 · 2 =965,4 м³/смену,

к_нер - коэффициент неравномерности погрузки, к_нер=1.1 /1, с.81/,

Q_см - сменная производительность автомобиля, м³/смену

N_{см I} =

Принимаем N= 2 шт.

Общее число автомобилей для выполнения сменной производительности III уступа:

N_{см III} =

где W - суточный грузооборот карьера, W= 444,1 · 2 =888,2 м³/смену,

к_нер - коэффициент неравномерности погрузки, к_нер=1.1 /1, с.81/,

Q_см - сменная производительность автомобиля, м³/смену

N_{см III}=

Принимаем N= 2 шт.

4.Производим расчет сменной производительности автосамосвала МАЗ-5516-030 при работе с погрузчиком Д-584.

Число ковшей загружаемых в самосвал:

n_к =

где V_a - объем кузова автомобиля, V_а =10,5м³ /2, табл.6.26/,

Е - емкость ковша погрузчика, Е=3м³,

К._н - коэффициент наполнения ковша погрузчика, к. _н=1.2 /3, табл.8.12/,

n_к==3,2

Принимаем n_к= 3шт.

Время погрузки самосвала:

t_п= c

где n_ц - число циклов экскавации в минуту,

n_ц =

t_n== 60.6c

Время движения в грузовом и порожняковом направлениях:

t_гр + t_пор = +, с

где L_гр и L_пор - длина пути в грузовом и порожнем направлениях, так как отвал плодородного слоя располагается за отвалом вскрышных пород, принимаем L_гр = L_пор = 650 м._гр - скорость в грузовом направлении, v_гр=6.5 м/с /3, табл.16.7/,

v_пор - скорость в порожнем направлении, v_пор=8.5 м/с /3, табл.16.7/,

t_гр + t_пор=+c.

Время оборота (рейса) автомобиля:

Т_p= t_п + t_р + t_гр + t_пор + t_м, с

где t_р - время разгрузки, складывается из времени подъема и опускания кузова автосамосвала, t_р=50с /1, с.80/,_м - время маневров, t_м=25с.

Т_p = 176.5 + 50 + 60.6 +25=312с

Фактическая грузоподъемность:

Q_ф= n_кт

где Е - емкость ковша погрузчика, Е=3м³,

k._н - коэффициент наполнения ковша, к_н= 1.2 /3, табл.8.12/,

к_р - коэффициент разрыхления в ковше, к_р=1.35 /3, табл. 8.12/,

 - плотность породы, =1.5т/м³,

q_ф = 3т

Фактический объем перевозимого груза автомобилем:

V_ф=м³

Сменная производительность автомобиля:

Q_см=м³/смену

где к_ирв - коэффициент использования рабочего времени смены, к_ирв=0.75 /1, с.81/,

Q_см=м³/смен

Число автомобилей, обслуживающих погрузчик:

N= 1 +

N= 1 + =4.2

Принимаем N= 5шт.

Общее число автомобилей для выполнения сменной производительности карьера по плодородному слою:

N_см=шт

где к_нер - коэффициент неравномерности погрузки, к_нер=1.1 /1, с.81/,

N_см==0.3.

Принимаем N _см= 1шт.

Инвентарный парк автомобилей МАЗ-5516-030

где к_тг - коэффициент технической готовности автомобилей, к_тг= 0.7

N_а = = шт,

Принимаем N _см= 29шт.

Интервалы следования между машинами S по дорогам:

S = v + 0.04v² + 6, м

где v - максимальная скорость движения автосамосвалов, v= 50 км/ч.

S= 50 + 0.04 х 50² + 6 = 156м.

Пропускная способность автодороги:

N_q= авт/час

где N_q - пропускная способность ограничивающего участка дороги,

n - число полос движения в одном направлении, n=1,

v - скорость движения автосамосвалов на данном участке, км/ч, v= км/ч

N_q= авт/час.

Пропускная способность дороги W_q определяется возможным объемом груза, перевозимого по дороге в единицу времени,

W_q = м³/час

где f - коэффициент резерва пропускной способности, f = 1.85 /1, с.82/,

W_q = м³/час

Суточный грузооборот карьера W, м³:

W = м³

Уклон постоянных карьерных автодорог зависит от типа автосамосвалов и дорожного покрытия, и не должен превышать 80-90 и 120-150 %₀ соответственно с грузом и без груза. Принимаем руководящий уклон трассы капитальной траншеи i_p= 70%₀.

Автомобильные дороги состоят из земляного полотна, дорожной одежды и искусственных сооружений. Земляное полотно делается для обеспечения устойчивости дороги и укладки дорожного покрытия. Для исключения строительства специальных устройств с целью отвода воды от дорожного покрытия следует сооружать насыпи из песков или других дренирующих материалов высотой 0,6-0,8м.

Дороги, устраиваемые в выемках, должны сопровождаться боковыми кюветами.

Дорожная одежда состоит из покрытия и основания (подстилающего слоя). Дорожное покрытие, непосредственно воспринимает нагрузку от транспортных средств и защищает всю конструкцию дороги.

Конструкция проезжей части

Ширина проезжей части автодороги П м, определяется по формуле:

П = n _пол · (а + 2m),

где n _пол - число полос движения;

а - ширина автомобиля, м, a = 2.5м; n _пол =2;

m - зазор между встречными автомобилями, м,

m = 0.5 + 0.005 · v = 0.5 + 0.005 · 45 = 0.725

П = 2 · (2,5 + 2·0.725) = 7,9м,

Ширина транспортной бермы В_т, м, определяется по формуле:

В_т = А + К + О₁ + О₂ + П + С + Б_II, м,

где А - обрез, А = 1.35м,

K - Ширина кювета, К= 1,65м ,

О₁, О₂ - ширина обочин, О₁=О₂= 1м ,

Б_II - берма безопасности м, Б_II = 1,5м,

С - ширина предохранительного навала, С= 3м,

В_т = 8+1,35+1,65+1+1+1,5+3 = 17,5 м

Конструкция транспортной бермы

3.11 Расчет объемов горно-капитальных работ

Принимаем схему проведения траншей сплошным тупиковым забоем мехлопатой ЭО-2503 с нижней погрузкой в автосамосвал МАЗ-5516-030.

Ширина капитальной траншеи В_кт, м, определяется по формуле:

где А’= 1,35м ,

K - Ширина кювета, К= 1.65 м,

О₁, О₂ - ширина обочин, О₁=О₂= 2м,

П = 8 м,

В_кт= 2 · 1,35 + 2 · 1.65 + 2 + 2 + 8 = 18м

Сечение капитальной траншеи

Теоретическая длина трасы капитальной траншеи:

м,

где Н_уI - высота первого уступа, H_yI=6.28м

I_p - руководящий уклон трассы, i_p=80%₀ /1, с.74/,

Действительная длина трассы L_д определяется по формуле:

 м,

где к_у - коэффициент удлинения трассы, к_у= 1.1 /1, с.75/,

 м.

Разбивка траншеи на местности заключается в установлении положения оси траншеи (трассы траншеи) и бортов в плане. Эта работа осуществляется по проекту, в который входят:

1. План трассы траншеи с указанием точек примыкания, длины участков, углов поворотов, их тангенсов и радиусов кривых.

2. Продольный профиль трассы с указанием отметок местности, проектных отметок дна траншеи, а также проектных углов и подъемов.

3. Поперечное сечение траншеи через определенные расстояния по ее трассе.

Трассу траншеи разделяют в профиле и в плане на отрезки, равные 10м, начало которых обозначают пикетом.

Пикеты нумеруют, на каждом из них указывают глубину траншеи, отметки ее поверхности и дна.

Ширина разрезной траншеи В_р.т при нижней погрузке в автомобильный транспорт с кольцевым разворотом.

В_р= 2R_a + 2m, м,

где R_a - радиус разворота до центра автомобиля, R_a= 11м.

m - расстояние от борта автомобиля до нижней кромки траншеи, m=2м,

В_р= 2 х 11 + 2 х 2 = 26м.

Объем отдельной наклонной траншеи:

V_т=, м³,

где - угол наклона борта траншеи, принимаем = 50⁰.

V_т = , м³

Объем горно-капитальных работ определяется как сумма объемов капитальной и разрезной траншеи и объема по разносу борта карьера на момент сдачи его в эксплуатацию (с обеспечением вскрытых запасов полезного ископаемого на 25% мощности карьера)

 м,

где L_раз - ширина разноса борта разрезной траншеи для обеспечения вскрытых запасов, м,

П’_к - производительность первого уступа по полезному ископаемому,

П’_к= 250000м³/год,

L - длина разрезной траншеи, L= 300м,

ширина рабочей площадки Э - 2503, 35м

м.

Объем вскрыши, которую необходимо снять при проведении траншеи:

.

где:м

тогда

Объём плодородного слоя, который необходимо снять при проведении траншеи вычисляется по формуле:

Объём полезного ископаемого, извлечённого при проведении траншеи:

(Смотри разрез капитальной траншеи на 3-ом листе).

4. Горно-техническая рекультивация

Рекультивация земель включает комплекс инженерных, горнотехнических, мелиоративных, сельскохозяйственных, лесохозяйственных и других работ, направленных на восстановление нарушенных горными разработками земель.

Воздействие горных работ на окружающую среду происходит по следующим основным направлениям:

1. Нарушение земной поверхности и загрязнение поверхностных и подземных вод;

2. Нарушение гидрогеологического режима в районе производства горных работ;

3. Загрязнение воздушного бассейна;

4. Нарушение недр и связанные с разработкой потери полезных ископаемых и потенциально пригодных для использования горных пород.

Снижение отрицательных воздействий вышеперечисленных направлений при ведении горных работ на окружающую среду производится на стадиях проектирования, эксплуатации и проведения рекультивации.

Цикл рекультивации имеет два этапа: горнотехническая рекультивация и биологическая.

Горнотехническая рекультивация имеет целью приведение нарушенных земель в состояние, пригодное для полезного использования в сельском, лесном, рыбном хозяйстве и др. Основная задача горнотехнической рекультивации - создание благоприятных условий для освоения нарушенных земель (формирование рельефа местности, покрытие поверхности потенциально плодородными породами, устройство дренажа и т.д.).

Горнотехническая рекультивация включает выемку, складирование, хранение плодородной почвы селективное формирование отвалов, планировку и покрытие поверхности отвалов плодородным слоем, мелиоративные и другие работы. К неплодородным почвам относятся скальные извержения породы, а также кислые и засоленные породы, содержащие растворимые в воде соли натрия или магния выше допустимых норм. Малоплодородные породы (третичные глины, аргеллиты, пески кварцевые) пригодны для земледелия и лесонасаждений после мелиорации. Потенциально плодородные породы (четвертичные, суглинки, озерно-болотные глины) пригодны для лесонасаждений в качестве почвообразующего слоя при сельскохозяйственном освоении. Плодородные почвы (черноземы, луговые и торфяно-болотистые почвы) пригодны для использования без всякого улучшения. Данные о расположении и мощности пород с различными агрохимическими свойствами в толще вскрышных пород, агрохимические карты-схемы должны включаться в число основных геологических документов. Формирование поверхностного слоя отвалов зависит от их использования.

При рекультивации выполняются планировочные работы на отвале, обеспечивающие создание рельефа поверхности отвала, допускающего применение сельскохозяйственной техники, создающие долговременную устойчивость откосов и предупреждающие водную эрозию. Применяют следующие виды планировок: сплошная, частичная и планировка террасами. Выполаживание бортов отвалов осуществляется бульдозерами и экскаваторами по схеме “сверху - вниз”.

Откосы отвала, подлежащие хозяйственному использованию, должны выполаживаться до угла, соответствующего условиям использования.

При сплошной форме откоса

,

где - предельный подъем, преодолеваемый применяемым оборудованием,

- угол выполаживания откоса,

- предельный угол откоса по условиям приживаемости растений. При этом должно быть соблюдено условие  - угол длительной устойчивости откоса отвала.

При террасной форме откоса где  - угол соответствующий минимально допустимой, допустимой по условиям использования ширине террасы. Параметры террас: высота - не более 5м, поперечный уклон в сторону вышерасположенной террасы - не более 1,5-2⁰.

Оборудование, применяемое для горнотехнического этапа рекультивации:

Биологическая рекультивация заключается в восстановлении плодородия нарушенных земель, растительного покрова и возобновлении фауны.

5. Меры безопасности

5.1 Общие требования

1.1.   Каждое горное предприятие (карьер), разрабатывающее месторождение полезных ископаемых открытым способом, должно иметь:

.1.1. утвержденный в установленном порядке проект разработки, включающий разделы техники безопасности и охраны труда, охраны окружающей среды и рекультивации нарушенных земель;

.1.2. маркшейдерскую и геологическую документацию;

.1.3. план развития горных работ, составляемый на каждый год, утвержденный нанимателем согласованный с Проматомнадзором.

Примечания: 1. Разработка породных отвалов шахт (карьеров), обогатительных фабрик, гидроотвалов золотоотвалов ТЭЦ, а также шлаков металлургических предприятий производится по специальному проекту.

. Проект и план развития горных работ разрабатываются организациями, имеющими специальное разрешение Проматомнадзора, и должны проходить экспертизу в установленном порядке.

.2. Вновь построенные или реконструированные карьеры, разрезы, драги, земснаряды, а также отдельные промышленные объекты и сооружения, вводимые в эксплуатацию на действующих предприятиях, подлежат приемке государственной комиссией в соответствии с СН Беларуси 1.03.04-92.

Данное требование не распространяется на объекты, систематическое перемещение которых связано с технологией ведения горных работ (передвижные железнодорожные пути, линии электропередачи, контактные сети, водоотливные установки, трубопроводы и др.), если выполнение указанных видов работ не требует разработки проекта.

.3. Рабочие и специалисты проходят медицинское освидетельствование в соответствии с приказом Министерства здравоохранения Республики Беларусь от 10 января 1994 г. № 10.

.4. Рабочие поступающие на горное предприятие (в том числе на сезонную работу), должны пройти обучение по технике безопасности в соответствии с «Типовым положением об обучении, инструктаже и проверке знаний работников по вопросам охраны труда», утвержденным постановлением Министерства труда Республики Беларусь от 29 августа 1996 г. № 62, а также обучение правилам оказания первой помощи.

5.2 Требования безопасности при ведении горных и буровых работ

.1. Горные работы

2.1.1. Горные работы должны проводиться строго в соответствии с утвержденными проектами на разработку месторождений полезных ископаемых и планами развития горных работ.

В процессе работы допускается внесение проектной организацией обоснованных корректировок в проектную документацию.

.1.2.  Высота уступа определяется проектом с учетом физико-механических свойств горных пород и полезного ископаемого, а также горно-геологических условий их залегания.

.1.3.  Высота уступа не должна превышать:

при разработке одноковшовыми экскаваторами типа механической лопаты без применения взрывных работ - максимальную высоту черпания экскаваторов;

при разработке одноковшовыми экскаваторами типа механической лопаты пород с применением взрывных работ при одно и двухрядном взрывании - полуторную максимальную высоту черпания экскаваторов при условии, что высота развала не превышает высоту черпания экскаватора.

Предельные углы откосов нерабочих уступов (углы устойчивости) устанавливаются проектом или по данным маркшейдерских наблюдений.

Горное и транспортное оборудование, транспортные коммуникации, линии электроснабжения и связи должны располагаться на рабочих площадках уступов за пределами призмы обрушения.

.1.4. При вскрышных работах, осуществляемых по бестранспортной системе разработки, расстояние между нижними бровками вскрышного отвала и уступа полезного ископаемого устанавливается проектом.

При наличии железнодорожных путей или конвейеров расстояние от нижней бровки отвала до оси железнодорожного пути или оси конвейера должно быть не менее 4 м.

Предохранительные бермы должны быть горизонтальными или иметь уклон в сторону борта карьера и регулярно очищаться от кусков породы, руды и посторонних предметов. Бермы, по которым происходит систематическое передвижении рабочих, должны иметь ограждение

5.3. Требования безопасности при отвалообразовании

.1. На участках для размещения пустых пород предварительно должны быть проведены инженерно-геологические и гидрогеологические изыскания для определения характеристики грунтов.

Примечание. Требования не распространяются на размещение отвальных пород во временных отвалах, которые через определенное время подлежат перемещению в выработанное пространство карьера.

Порядок образования и эксплуатации отвалов, расположенных над действующими подземными выработками, а также засыпки провалов и отработанных участков карьера определяется специальным проектом, содержащим мероприятия, обеспечивающие безопасность ведения работ.

При размещении отвалов на косогорах необходимо предусматривать специальные меры, препятствующие сползанию отвалов.

Запрещается размещение постоянных отвалов на площадях месторождений полезных ископаемых, подлежащих отработке открытым способом.

Высота породных отвалов, углы откосов и призмы обрушения, скорость продвижения фронта отвальных работ устанавливаются проектом в зависимости от физико-механических свойств пород отвала и его основания, способа отвалообразования и рельефа местности.

Запрещается складирование снега в породные отвалы.

При появлении признаков оползневых явлений работы по отвалообразованию должны быть прекращены до разработки и утверждения специальных мер безопасности. На каждом предприятии геолого-маркшейдерской службой должен быть организован контроль за устойчивостью пород в отвале. Проезжие дороги вблизи отвалов должны располагаться за пределами границ скатывания кусков породы с отвалов и зоны возможного обрушения откосов. Границы опасных зон обозначаются надписями, предупреждающими об опасности нахождения людей на откосах отвалов, вблизи их основания.

.2. При бульдозерном образовании отвалов с применением автотранспортных средств разгрузка пород должна осуществляться в местах, предусмотренных паспортом отвала, за призмой возможного обрушения (сползания) складируемых пород. Размеры призм обрушения определяются работниками маркшейдерской службы и доводятся до сведения всех работающих на отвале.

5.4 Требования безопасности при эксплуатации и обслуживании механизмов

.1. Общие требования

Горные, транспортные и строительно-дорожные машины, находящиеся в эксплуатации, должны быть в исправном состоянии и снабжены действующими сигнальными устройствами, тормозами, ограждениями доступных движущихся частей (муфт, передач, шкивов и _т. д.) и рабочих площадок, противопожарными средствами, иметь освещение, комплект исправного инструмента и необходимую контрольно-измерительную аппаратуру, а также исправно действующую защиту от переподъема.

Исправность машин должна проверяться ежесменно машинистом, еженедельно - механиком участка (цеха, карьера) и ежемесячно - главным механиком предприятия (карьероуправления), его заместителем или другим лицом, назначенным приказом нанимателя. Результаты проверки записываются в отдельный журнал (приложение 4). Запрещается работа на неисправных машинах и механизмах.

Транспортирование машин тракторами и бульдозерами разрешается только с применением жесткой сцепки и при осуществлении специально разработанных мероприятий, обеспечивающих безопасность.

В исключительных случаях при транспортировке особо тяжелых машин допускается применение других видов сцепки. Такая работа осуществляется по специально разработанному проекту, утвержденному нанимателем.

Запрещается производить ручную смазку машин и механизмов на ходу и использование открытого огня и паяльных ламп для разогревания масел и воды.

В случае внезапного прекращения подачи электроэнергии персонал, обслуживающий механизмы, обязан немедленно перевести пусковые устройства электродвигателей и рычаги управления в положение «стоп» (нулевое).

5.2. Одноковшовые экскаваторы

5.2.1. При передвижении экскаватора по горизонтальному пути или на подъем ведущая ось его должна находиться сзади, а при спусках с уклона - впереди. Ковш должен быть опорожнен и находиться не выше 1 м от почвы, а стрела должна устанавливаться по ходу экскаватора.

При движении шагающего экскаватора ковш должен быть опорожнен, а стрела установлена в сторону, обратную направлению движения экскаватора.

При движении экскаватора на подъем или при спуске должны предусматриваться меры, исключающие самопроизвольное скольжение.

.2.2.  Передвижение экскаватора должно производиться по сигналам помощника машиниста, при этом должна обеспечиваться постоянная видимость между машинистом и помощником. Для шагающих экскаваторов допускается передача сигналов от помощника к машинисту через третьего члена бригады. Допускается применение средств беспроводной связи между машинистом и его помощником, осматривающим трассу передвижения.

.2.3.  Экскаваторы должны располагаться на уступе карьера или отвала на твердом, выровненном основании с уклоном, не превышающим допустимого техническим паспортом экскаватора, вне пределов призмы возможного обрушения. Во всех случаях расстояние между откосом уступа, отвала или транспортными сосудами и контргрузом экскаватора должно быть не менее 1 м.

При работе экскаватора с емкостью ковша менее 5 м³,его кабина должна находиться в стороне, противоположной забою.

При погрузке экскаваторами в железнодорожные вагоны и разгрузке их на экскаваторных отвалах поездная бригада должна подчиняться сигналам машиниста экскаватора.

При погрузке в средства автомобильного и железнодорожного транспорта машинистом экскаватора должны подаваться звуковые сигналы:

«стоп» - один короткий;

сигнал, разрешающий подачу транспортного средства под погрузку, начало погрузки - два коротких;

сигнал об окончании погрузки и разрешении отъезда транспортного средства - один продолжительный.

Таблица сигналов вывешивается на кузове экскаватора на видном месте, с ней должны быть ознакомлены машинисты локомотивов и водители транспортных средств.

Не допускается работа экскаваторов под «козырьками» и нависями уступов.

Запрещается во время работы экскаватора пребывание людей, включая обслуживающий персонал, в зоне действия ковша.

Применяющиеся на экскаваторах канаты должны соответствовать паспорту. Стреловые канаты подлежат осмотру не реже одного раза в неделю участковым механиком, при этом число порванных проволок на длине шага свивки не должно превышать 15% от их общего числа в канате. Торчащие концы оборванных проволок должны быть отрезаны.

Результаты осмотра канатов, а также записи о замене их с указанием даты установки и типа вновь установленного каната заносятся в специальный журнал (приложение 3), который должен храниться на экскаваторе.

Кабина экскаватора должна быть оборудована устройствами, позволяющими машинисту осуществлять обзор примыкающего к экскаватору участка забоя.

Места работы экскаваторов должны быть оборудованы средствами вызова машиниста экскаватора.

5.3. Бульдозеры

-При движении бульдозеры и самоходные скреперы должны находиться вне призмы обрушения и не менее чем в двух метрах от бровки уступа.

Не разрешается оставлять без присмотра бульдозер (трактор) с работающим двигателем и поднятым ковшом, а при работе - направлять трос, становиться на подвесную раму и нож.

Запрещается работа на бульдозере (тракторе) без блокировки, исключающей запуск двигателя при включенной коробке передач или при отсутствии устройства для запуска двигателя из кабины.

Для ремонта, смазки и регулировки бульдозер должен быть установлен на горизонтальной площадке, двигатель выключен, а нож опущен на землю.

В случае аварийной остановки бульдозера на наклонной плоскости должны быть приняты меры, исключающие самопроизвольное его движение под уклон.

Расстояние от края гусеницы бульдозера до бровки откоса; определяется с учетом горно-геологических условий и должно быть занесено в паспорт ведения работ в забое (отвале).

5.5. Ремонтные работы

5.7.1. Ремонт горных, транспортных, строительно-дорожных машин должен производиться в соответствии с утвержденным графиком планово-предупредительных ремонтов.

.7.2. Ремонт и замену частей механизмов разрешается производить только после полной остановки машины.

.7.3. На все виды ремонтов составляются инструкции, которые устанавливают порядок и последовательность работ.

Список литературы

1. Сенкевич В.И. Методическое пособие к выполнению курсового проекта по дисциплине «Открытые горные работы» для студентов специальности Т.20.02 - «Разработка полезных ископаемых». - Мн.: БГПА, 1997, 99 с.

2. Мельников Н.В. Краткий справочник по открытым горным работам. 4-е изд., перераб. и доп. М., Недра, 1982, 414 c.

3. Ржевский В.В. Процессы открытых горных работ. Изд. 3-е, перераб. и доп. М., «Недра», 1978, 541 c.

4. Малышева Н.А., Сиренко В.Н. Технология разработки месторождений нерудных строительных материалов. М., «Недра», 1977, 392 c.