Logo GenDocs.ru

Поиск по сайту:  

Загрузка...

Процессы открытых горных работ - файл


скачать (416.9 kb.)

Процессы открытых горных работ

от nikoiai | skachatreferat.ru


СОДЕРЖАНИЕ
Введение……………………………………………..…………………….2

Исходные данные……………………………………………..…………..4

1. Подготовка горных пород к выемке буровзрывным способом………...4
2. Выемочно-погрузочные работы…………………………………………17 3. Транспортирование горной массы………………………………………24 4. Отвалообразование ………………………….……………...…………....31
Заключение………………………………………………………………..38 Список литературы……………………………………………………… 39

Введение


Открытый способ разработки месторождений, отмечал академик Н.В. Мельников, стал генеральным направлением современной горной промышленности благодаря широким возможностям для использования на карьерах мощных комплексов машин и механизмов в сочетании с огромными масштабами производства.
Например, в 2002 году на долю открытого способа разработки в России приходилось около 82 % сырой железной руды (180,5 млн.т), 40% угля (145 млн.т), практически 100 % нерудных строительных материалов.
Россия является одной из ведущих стран мира по запасам и добыче различных видов минерального сырья. Поэтому в решении задачи существенного увеличения объема внутреннего валового продукта, горнодобывающей промышленности России отводится ведущая роль. Однако при современном состоянии экономики строительство новых горно-обогатительных предприятий в ближайшие годы не предвидится.
Поэтому основная задача состоит в том, чтобы на действующих предприятиях найти резервы роста эффективности открытых разработок. Потребуется интенсификация горного производства, то есть реализация комплексного процесса ускоренного повышения количества и качества выпускаемой продукции (или выполняемой работы) в единицу времени при единовременном сокращении всех видов ресурсов, вовлекаемых в технологическое производство. [17]
Это обусловливает необходимость формирования нового типамышления специалистов естественно-научного и экономического, инженерно-технологического и экологического направления, основанного на понимании современных экономических тенденций и путей соединения достижений науки и техники с экономным и рациональным использованием различных видов ресурсов.
Поскольку дисциплина «Основы горного дела (Открытые горные работы)» является первой в общем перечне специальных дисциплин, настоящее учебное пособие ставит своей целью сформировать у студентов младших курсов представление об особенностях способов разработки месторождений полезных ископаемых, о современном состоянии горного производства и путях его развития на ближайшую перспективу, помочь овладеть горной терминологией, ознакомить с технологическими особенностями производства открытых горных работ на месторождениях различных типов, вопросами механизации и организации технологических процессов, основами техники безопасности, охраны недр и окружающей природной среды.
Целью курсового проекта является закрепление и углубление полученных студентом при изучении дисциплины «Процессы открытых горных работ» теоретических знаний и их использование для решения инженерных задач в конкретных горнотехнических условиях.

Вариант№3


Исходные данные:
1.Предел прочности пород:
- на сжатие – 200Мпа
- на сдвиге – 40МПа
- на растяжение – 23МПа
2.Категория пород по трещиноватости – 4
3.Плотность полезного ископаемого – 4500кг/м3
4.Плотность вскрышных пород– 3000кг/м3
5.Глубина залегания П.И. – 20м
6.Длина карьера по низу – 1560м
7. ширина карьера по низу – 250м
8.Годовая производительность карьера -6млн.т
9.Угол откоса уступа – 70о
10.Скорость продольных волн – 3000м/с
11.Тип экскаватора – ЭКГ-5
12.Коэффициент вскрыши – 2м3/т
13.Глубина карьера – 180м
14.Высота уступа – 10м
15.Растояние транспортирования:
- по отвалу – 1км
- по поверхности – 1км

Решение.


Подготовка горных пород к выемкебуровзрывным способом
Полускальные, скальные породы вскрыши и руды по своим физико-техническим свойствам требуют буровзрывной подготовки к выемочно-погрузочным работам.

Определяется показатель трудности разрушения:

Пр=0,05*Ктр*(σсж+σсд+σр)+0,0005*γ, (1.1)

где Ктр - коэффициент, учитывающий трещиноватость пород;


σсж,σсд,σр – предел прочности в естественном состоянии, Мпа;
γ – плотность пород в естественном состоянии, кг/м3.

Пр(р)=0,05*1,2*(200+40+23)+0,0005*4500=18.03


Пр(в)=0,05*1,2*(200+40+23)+0,0005*3000=17.28

Вид и тип бурового станка выбирается по показателю трудности бурения.


Рассчитывается относительный показатель трудности бурения:

Пб=0,07*(σсж+σсд)+0,0007*γ, (1.2)

где σсж, σсд – пределы прочности на сжатие и растяжения, Мпа;
γ – плотность пород в естественном состоянии, кг/м3.

Пб(р)=0,07*(200+40)+0,0007*4500=19.95


Пб(в)=0,07*(200+40)+0,0007*3000=18.9

По показателю трудности бурения устанавливается класс пород по трудности бурения, породы исключительно трудно - буримые.

Рассчитывается эталонный удельный расход ВВ, г/м3

qэ=0,2*( σсж+σсд+σр)+0,002* γ, (1.3)

где σсж,σсд,σр – предел прочности в естественном состоянии, Мпа;

qэ(р)=0,2*(200+40+23)+0,002*4500=61,6г/м3


qэ(в)=0,2*(200+40+23)+0,002*3000=58,6г/м3

Выбор типа бурового станка осуществляем на основе ранее определенного максимального показателя относительной трудности бурения Пб=19,95.


Принимаем буровой станок СБШ-250МНА-32КП на добыче и буровой станок 3СБШ-200-60 соответственно на вскрыше.
Таблица1 - Технические характеристики станка шарошечного бурения СБШ-250МНА-32КП

Диаметр скважины условный, мм Глубина бурения вертикальныхскважин, м Угол наклона скважин к вертикали, град Техническая характеристика в породах с коэффициентом крепости 14, м/ч Установленная мощность, кВт Частота вращения долота, с-1 Усилие подачи, кН


250; 270 32 0; 15; 30 20 550 0,2–2,5 300

Таблица2 - Технические характеристики станка шарошечного бурения 3СБШ-200-60


Диаметр скважины условный, мм Глубина бурения вертикальных скважин, м Угол наклона скважин к вертикали, град Техническая характеристика в породах с коэффициентом крепости 14, м/ч Установленная мощность, кВт Частота вращения долота, с-1 Усилие подачи, кН
215; 250 60 0; 15; 30 15 268 0,2–2,5 300

Определение необходимой степени дробления пород взрывом

В соответствии с емкостью ковша экскаватора размер кондиционного куска определяется по зависимости:
dк ≤0,75*∛Е, м (1.4)

где Е – емкость ковша экскаватора, м3.

dк ≤ 0,75*50,333=1,28м

Средний линейный размер куска, служащий показателем интенсивности дробления:


dср=1/2*dк, м (1.5)
dср=1/2*1,28=0,64м

Необходимая степень дробления горной массы:

N=240-110*lgdср+5,5*(lgdср)2 (1.6)

где dср – средний линейный размер куска, см

N=240-110*lg64+5,5*(lg64)2=60 см

Выбор взрывчатых веществ

Начальное давление:
Рн=0,00126*γ*Ср-1700,МПа2 (1.7)

где Ср – скорость продольных волн, м/с

Рн(в)=0,00126*3000*3000-1700=9640 МПа
Рн(р)=0,00126*4500*3000-1700=15310МПа

Скорость детонации:

D=2*(g/∆ *Рн *105)0.5 м/с2 (1.8)

где g –ускорение силы тяжести, м/с2;


∆ - плотность ВВ при заряжании, кг/м3

Dв=2*(9.8/1200*9640*105)0.5=3968 м/с2


Dр=2*(9.8/1200*15310*105)0.5=5000 м/с2

Теплота взрыва:

Qv=(g*(126* γ* Ср-1,7*108))/(( k-1)*∆), Дж/кг (1.9)

где k - показатель политропы

Qv(в)=(9,8*(126*3000*3000-1,7*108))/((3-1)*1200)= 45610,83кДж/кг
Qv(р)=(9,8*(126*3000*4500-1,7*108))/((3-1)*1200)= 55515,83кДж/кг

С учетом , что 1кгс×м = 9,81 Дж, Qv(в)=4561083/9.81=464942 кгс×м


Qv(р)=5551583/9.81=565910 кгс×м
По расчетным значениям Qv и D выбираем взрывчатое вещество – алюмотол. Алюмотол – гранулированный сплав с гранулами до 5 мм серого цвета, состоящий из 85% тротила и 15% алюминиевой пудры, с теплотой взрыва 5600 кДж/кг. Плотность гранул 1,5-1,7 г/см3. Алюмотол абсолютно водоустойчив, хорошо сыпуч в сухом и мокром состоянии, не слеживается, пригоден для механизированного заряжания скважин, обладает высокой стабильностью и высокими взрывчатыми свойствами. Предназначен для взрывания в обводненных скважинах, в том числе и с проточной водой, и с крепостью пород свыше f >12. Для его инициирования необходимы мощные промежуточные детонаторы.

Определение удельного расхода ВВ.


По методике проф. В.Н. Мосинца.
Удельный расход на дробление

qдр = (1800 х (f0.5 + 0,16 х lgVн) х N) / Qvŋ+1, (1.10)

где f – коэффициент крепости взрывных пород;
Vн - скорость нагружения массива при взрыве (для промышленных
ВВ Vн = 103 – 104 кгс/(см2 х с))
Qv – удельная потенциальная энергия принятого ВВ, кгс х м/кг;
ŋ – коэффициент полезного действия взрыва (ŋ = 0,04 – 0,05).

qдр = (1800 х (200.5 + 0,16 х lg104) х 60) / 5600000,05+1 = 0.5/м3

По величине удельногорасхода ВВ на дробление рассчитываем возможную скорость разлета кусков взорванной горной массы.

Vо = 72000 х qдр / γ, (1.11)

Vов = 72000 х 0,5 / 3000 = 12м/с
Vор = 72000 х 0,5 / 4500 = 8 м/с

Определяем удельный расход ВВ на перемещение горной массы с условием достижения коэффициента ее разрыхления Кр =1,3кг/м3.

qп = (γ х lnKp х Vо2) / (Qvŋ+1 х 2 х g) (1.12)

qпв = (3000 х ln1,3 х 122) / (5600001,05 х 2 х 9,81) = 0,005кг/м3


qпр = (4500 х ln1,3 х 82) / (5600001,05 х 2 х 9,81) = 0,003кг/м3

На основании полученных значений удельного расхода ВВ на дробление и перемещение взорванной горной массы определяем суммарный расход ВВ.

q∑ = qдр + qп, кг/м3 (1.13)

q∑в = 0,5 + 0,005 = 0,505кг/м3


q∑р = 0,5 + 0,03 = 0,501кг/м3

Определение параметров скважинных зарядов.

Определим диаметр скважины:

dскв =(С + Ну х ctgα) / (50 х КП х (Δ / γ)0,5), (1.14)

Где С – расстояние от верхней бровки уступа до скважины,
определяется параметрами призмы обрушения, м,
Ну – высота уступа,м,
α – угол откоса уступа, град,
КП – коэффициент, учитывающий уменьшение плотности
взрываемого массива за счет трещиноватости,
γ – плотность пород,
Δ – плотность ВВ в заряде

dскв(р) =(3 + 10 х ctg70о) / (50 х 1,1 х (0,95 / 4,5)0,5)= 0,264,м


dскв(в) =(3 + 10 х ctg70о) / (50 х 1,1 х (0,95 / 3)0,5)= 0,214,м

или диаметр скважины, который обеспечивает нормальную проработку подошвы уступа и учитывает взаимодействие с соседними зарядами, может быть определен по формуле:

dскв =((С + Ну х ctgα) х γ0,5) / (30 х (3-т)), (1.15)

Где γ – плотность пород, т/м3,


т – коэффициент сближения скважинdскв(р) = ((3 + 10 х ctg70о) х 4,50.5) / (30 х (3 – 1)) = 0.234м
dскв(в) = ((3 + 10 х ctg70о) х 4,50.5) / (30 х (3 – 1)) = 0.191м

Расчет величины линии сопротивления по подошве

В соответствии с техническими правилами ведения взрывных работ на дневной поверхности величина сопротивления по подошве определяется по формуле:

W =0,9 х (Р / qp)0,5 x 1/sinβ, (1.16)

Где Р – вместимость 1м скважины,м,
β – угол наклона скважины к горизонту, град.,
qp –расчетный удельный расход ВВ, кг/м3

Р = π х dскв2 х Δ / 4 кг/м (1.17)

Рр= 3,14 х 0,272 х 950 / 4 = 54.3 кг/м
Рв= 3,14 х 0,2152 х 950 / 4 = 34.4 кг/м

Wр =0,9 х (54.3/0,511)0,5 x 1/sin90о = 9,2м


Wв =0,9 х (34.4/0,507)0,5 x 1/sin90о = 7,4м

Сопротивление по подошве по условиям безопасного расположения станка определяется по формуле:

Wб = Ну х ctgα + С, (1.18)

Где С – расстояние от верхней бровки до первого ряда скважин


(не менее 3м)

Wб = 10 х ctg70о + 3 = 6.64м

Условие W > Wб выполняется, значит можно использовать вертикальные скважины.
Расстояние между зарядами в ряду:

а = (0,85-1,1)*W, м (1.19)

ар =0,85*9,2=7,8м
ав =0,85*7,4=6,3м

Расстояние между рядами скважин при короткозамедленном взрывании:

b = а, м (1.20)

Конструктивные параметры скважинных зарядов на добыче

Длина перебура lп = 10 х dскв = 10 х 0,27 =2,7 м (1.21)
Длина забойки lзаб = 20 х dскв = 20 х 0,27 =5,4м (1.22)
Глубина скважины:lскв= (HУ/sinαскв)+ lп ,м (1.23)

lскв=(10/sin90)+2,7=12,7 м

Длина заряда:

lзар = Qз / Р =361/ 54,3 =6,7м (1.24)

где Qз- масса заряда в скважине:

Qз = q х W х а х Ну = 0,503х 9,2 х 7,8 х 10 = 361кг (1.25)

Условие lзар < lскв - lзаб выполняется, а именно 6,7 < 12,7 -5,4 = 7,3 (1.26)

Конструктивные параметры скважинных зарядов на вскрыше

Длина перебура lп = 10 х dскв = 10 х 0,215 =2,15 м (1.27)
Длина забойки lзаб = 20 х dскв = 20 х 0,215 =4,3м (1.28)

Глубина скважины:

lскв= (HУ/sinαскв)+ lп ,м (1.29)

lскв=(10/sin90)+2,15=12,15 м

Длина заряда:

lзар = Qз / Р =236/ 34,4 =6,8м (1.30)

где Qз- масса заряда в скважине:

Qз = q х W х а х Ну = 0,505х 7,4 х 6,3 х 10 = 236кг (1.31)

Условие lзар < lскв - lзаб выполняется, а именно 6,78< 12,15 -4,3 = 7,85 (1.32)


Расположение и порядок взрывания скважинных зарядов

Интервал замедления:

τз(р) =кτ х W =3 х 9,2=27,6 (1.33)


τз(р) =кτ х W =3 х 7,4=22,2
Где кτ – коэффициент, зависящий от взрываемой породы.
В данном проекте принимается применение электровзрывания. Для инициирования зарядов принимаем электродетонатор мгновенного действия ЭД-8Ж.
Интервал замедления принимаем 30мс в соответствии со стандартными интервалами замедления принятого реле РП-Д-30.
При наличии фронтального забоя, сложное строение трудновзрываемых участков массива, наличия не менее трёх рядов скважин и наличия ограничения по сейсмическому эффекту, принимаем – волновуюразвернутую схему с порядно-последовательным взрыванием.
Механизация взрывных работ на земной поверхности должна свести к минимуму физически тяжелых ручных операций с мешками ВВ, начиная с поступления их на склад ВМ и кончая заряжанием в скважины. Имеются следующие основные участки (узлы) механизации взрывных работ: склад ВМ; пункт подготовки исходных компонентов и готовых ВВ к загрузке зарядных машин; осушение скважин перед заряжанием; заряжание скважин; забойка скважин. На складах ВМ применяют вилочные погрузчики во взрывобезопасном исполнении для разгрузки и погрузки ВВ в мягких контейнерах емкостью 1 т, пакетов из мешков с ВВ на поддонах (20-25 шт.). Для операций с жесткими контейнерами большой грузоподъемности применяют специальные подъемные автокраны.
Для данных условий может применяться зарядная машина МЗ-3Б смонтированная на базе автомобиля КрАЗ 256Б.
Машина зарядная МЗ-3Б Предназначена для транспортирования взрывчатых веществ и заряжания скважин на открытых горных работах в районах с умеренным климатом. Кроме того, она выполняет операции по установке пневмозатворов в скважине. Заряжание скважин производится как игданитом, так и взрывчатыми веществами заводского производства, допущенными Госгортехнадзором России для механизированного заряжания.

Техническая характеристика


Базовое шасси КрАЗ-6510 КамАЗ-5511
Рекомендуемый диаметр заряженных скважин, мм 214 214
Грузоподъемность, т 10 10
Техническая производительность, кг/мин 600 600
Габаритные размеры, мм
длина 8500 7030
ширина 2500 2500
высота 3300 3300
Масса сухая, кг 13000 9900
Предельно допустимое отклонение дозирования
взрывчатых веществ, % ±4 ±4

Параметры развала взорванной горной массы


Ширина развала при многорядном короткозамедленном взрывании без подпорной стенки:

Вм = кз х Во + (n -1) х b, (1.34)

Где b – расстояние между рядами скважин,
кз – коэффициентдальности отброса взорванной породы,
зависящий от величины интервала замедления
n – число рядов скважин,

Во =кВ х кβ х q0,5 х Ну, (1.35)

Где кВ – коэффициент, характеризующий взрываемость породы,
кβ – коэффициент, учитывающий угол наклона скважин к
горизонту

Во(р) =2 х 1 х 0,5030,5 х 10 = 14,2м


Во(в) =2 х 1 х 0,5050,5 х 10 =14,2м

Вм(р) = 0,9 х 14,2 + (3 -1) х 7,8 =29,2м


Вм(в) = 0,9 х 14,2 + (4 -1) х 6,3 =30,1м

Ширина развала определяется оптимальной работой экскаватора:

Вм =N x А, м (1.36)

где N –число заходок экскаватора.

А =(1,5-1,7) x Rчу= 1,7 х 9,04=15,3м (1.37)

где Rчу –радиус черпания экскаватора на уровне установки, м;


Число заходок экскаватора:

Nр= В/А = 29,2/15,3=1,94 (1.38)


Nв= В/А = 30,1/15,3=1,96

Принимаем количество заходок экскаватора на добыче =2


Принимаем количество заходок экскаватора на вскрыше =2

Вм =2 x 15,3 = 30.6м

Высота развала при многорядном взрывании:

Нр=0,9 х Ну=0,9 х 10 =9м (1.39)

Ширина взрываемого блока:

Швб=[W+(n-1) x b],м (1.40)

Швб(р)=[9,2+(3-1) x 7,8]=24,8 м
Швб(в)=[7,4+(4-1) x 6,3]=25,3 м

Выход взорванной горной массы с 1м скважины:

Vгм = (W + (nр – 1) х b) х аср х Ну / (nр х lср), (1.41)

Где аср – среднее расстояние между скважинами в ряду, м,


lср – средняя глубина скважин,м

Vгм(р) = (9,2 + (3 – 1) х 7,8) х 7,8 х 10 / (3 х12,7) = 50.7 м3/м


Vгм(в) =(7,4 + (4 – 1) х 6,3) х 6,3 х 10 / (4 х12,15) = 34 м3/м

Длина взрываемого блока определяется по условиюм обеспечения бесперебойной работы экскаватора в течение 20 суток:

LВб = (Nc x Ncm x Qэ(см)) / (Швб х Ну), (1.42)

Где Nc – оптимальная производительность безперебойной


работы экскаватора, сут.
Ncm – число смен работы экскаватора в сутки,
Qэ(см) – сменная производительность экскаватора,
Швб – ширина взрываемого блока, м

Qэ(см) =((3600 х Е) / tц) х кэ х Тсм х ки / tц, (1.43)

Где Е – емкость ковша экскаватора, м3,
кэ - коэффициент экскавации,
Тсм – длительность смены, ч,
ки – коэффициент использования экскавации по времени,
tц – длительность цикла экскаватора,с

Qэ(см) = ((3600 х 5) / 40) х 0,5 х 8 х 0,75 =1398 м3/смену

LВб(р) = (20 x 3 x1398 ) / (24,8 х 10) = 296 м
LВб(в) = (20 x 3 x1398 ) / (25,3 х 10) = 289 м
Объем взрываемого блока:
VВб = Ну х Швб х LВб, м3 (1.44)

VВб(р) = 10 х 24,8 х 296 =83880 м3


VВб(в) = 10 х 25,3 х 289 =83880 м3

Количество ВВ, необходимое для заряжания взрываемых блоков:

QВВ= VВб х q, кг (1.45)

QВВ(р)= 83880 х 0,511=42862кг


QВВ(в)= 83880 х 0,507=42527кг
В соответствии с “Едиными правилами безопасности при взрывных работах”, ПБ 13-407-01, -2004 г. Определяется опасная зона по разлету кусков породы, при ведении взрывных работ:
rразл= 1250ηз*(f/1+ ηзаб*d/a)0.5 (1.46)

где ηз - коэффициент заполнения скважины взрывчатым веществом;


ηз= lзар/ lскв=6,7/12,7=0,5
ηзаб – коэффициент заполнения скважины забойкой;
f – коэффициент крепости пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова;
d – диаметр взрываемой скважины, м;
a – расстояние между скважинами в ряду,м.

rразл(р)= 1250*0,5*(20/1+1*0,27/7,8)0.5=378 м


rразл(в)= 1250*0,5*(20/1+1*0,215/6,3)0.5=400 м
Параметры взрывных работ сводятся в табл. 3.

Таблица 3 – Параметры взрывных работ

Показатели добыча вскрыша

Высота рабочего уступа, м 10 10


Диаметр скважины, мм 270 215
Вместимость одного метра скважины, кг 54,3 34,4
Глубина скважины с перебуром, м 12,7 12,15
Удельный расход ВВ, кг/м3 0,503 0,505
Линия сопротивления по подошве, м 9,2 7,4
Расстояние между скважинами в ряду, м 7,8 6,3
Расстояние между рядами скважин, м 7,8 6,3
Масса заряда в скважине, кг 361 236
Длина заряда в скважине, м 6,7 6,8
Длина забойки, м 5,4 4,3
Объем горной массы, взрываемой одной скважиной, м3 643.89 417.96
Выход горной массы с 1 п.м. скважины, м3/м 50,7 34,7
Количество рядов 3 4
Ширина взрываемого блока, м 24,8 25,3

Правила техники безопасности при буровзрывных работах.


Производство массовых взрывов на разрезе осуществляется в соответствии с требованиями действующих, «Единых правил безопасности при взрывных работах» (2002 г.) и «Типовой инструкции по безопасному проведению массовых взрывов на земной поверхности» (1993 г.) в следующей последовательности:
- определение объема и места расположения взрывного блока;
- составления проекта массового взрыва состоящего из: а) технического расчета со схемой расположения скважин и графических материалов; б) таблицы параметров взрывных работ; в) распорядка проведения массового взрыва;
- бурение взрывных скважин;
- определение границ запретной и опасной зон и их обозначение на местности;
- доставка ВМ на блок и организация их охраны ;
- заряжание и забойка скважин;
- вывод людей и техники за границу опасной зоны;
- выставление постов охраны опасной зоны и монтаж взрывной сети;
- взрывание и осмотр места взрыва.
Технический расчет и схемарасположения скважин должны состоять из пояснительной записки с расчетами и графической документации. Эти документы составляются с учетом горных, геологических и гидрогеологических условий. Для составления схем используются выкипировки планов горизонтов, на которых указываются точки расположения скважин. Маркшейдерская служба разреза должна указать положение уступа (верхнюю и нижнюю бровки).
Точки расположения скважин маркшейдером выносятся на место работы. Составляется и утверждается паспорт бурения блока и выдается бригаде на бурстанок. По окончанию бурения скважин производится маркшейдерская съемка обуренного блока и составляется план с указанием фактического положения уступа и скважин, а также линии сопротивления по подошве уступа. На основании контрольной съемки составляется в виде самостоятельного документа таблица параметров взрывных работ, в которой указываются расчетные данные. В ходе заряжания в таблицу заносятся фактические параметры: глубина скважин, масса заряда, длина забойки и др.
Составляется распорядок проведения массового взрыва, который утверждается главным инженером разреза. В приказе о подготовке массового взрыва указывается ответственный руководитель. Ответственный руководитель массового взрыва обязан ознакомить ИТР и рабочих с документами по взрыву, довести до них порядок его подготовки и проведения.
На основании утвержденного проекта и распорядка массового взрыва издается приказ по предприятию о проведении массового взрыва. Ответственный руководитель массового взрыва составляет письменный наряд на выполнение взрывных работ с ознакомлением под роспись задействованных в нем лиц и выписывает наряд-путевку. Доставка ВМ на блок производится автотранспортом. Заряжание скважин, в связи с небольшим объемом работ, производится вручную. Доставленные на блок затаренные ВВ размещаются у скважин в количествах, определенных расчетом, и должны быть защищены от атмосферныхосадков.
На период заряжания по периметру блока устанавливается запретная зона. Контур запретной зоны должен отстоять не менее чем на 20 м от ближайшего заряда и обозначается на местности красными флажками и предупредительными надписями. С территории запретной зоны до начала заряжания должно быть убрано буровое и др. оборудование. Находящиеся на блоке ВВ и заряженные скважины должны охраняться взрывниками или проинструктированными рабочими, занятыми на зарядке. На границе запретной зоны на подъездных дорогах на заряжаемый блок выставляются посты охраны. Вывод людей и отвод техники с территории опасной зоны за ее пределы осуществляется перед вводом опасной зоны. Опасная зона, определенная расчетом в проекте, вводится при взрывании детонирующим шнуром до начала установки в сеть пиротехнических реле. На границе опасной зоны выставляются проинструктированные посты охраны. По окончании монтажа взрывной сети ответственный руководитель массового взрыва проверяет соответствие монтажа взрывной сети проектным схемам коммутации, надежность узлов и соединений, правильность установки замедлителей. Обнаруженные дефекты должны быть устранены.
Ответственный руководитель взрыва, получив письменные донесения лиц, ответственных за охрану опасной зоны и выставление постов, а также за вывод людей с территории опасной зоны и убедившись в выполнении мероприятий, перечисленных в распорядке проведения массового взрыва, дает указание о подаче боевого сигнала.
Не ранее чем через 15 минут после взрыва ответственный руководитель массового взрыва организует осмотр места взрывных работ с принятием мер, предотвращающих отравление газами проверяющего персонала. При отсутствии отказов скважинных зарядов ответственный руководитель массового взрыва дает указание о подаче сигнала “Отбой”. По этому сигналу посты охраны опасной зоны снимаются.
Допуск людей к месту взрыва проводится согласно порядку, принятому на разрезе иутвержденному главным инженером предприятия.
Контроль за наличием отказов после массового взрыва, их регистрация и ликвидация осуществляются в соответствии с установленными на предприятии требованиями инструкции, согласованной с управлением Якутского округа Госгортехнадзора России.
Техника безопасности. При подготовке массовых взрывов в пределах запретной зоны запрещается находиться людям не связанным с заряжанием. За границей запретной зоны в пределах опасной зоны допускается нахождение только максимально ограниченного распорядком массового взрыва числа людей.
Перед заряжанием скважины должны быть очищены от буровой мелочи. Поверхность у устья скважин должна быть очищена от обломков породы, буровой мелочи, посторонних предметов и т.п. на расстоянии, исключающем падение кусков (предметов).
В качестве забойки для скважин нельзя применять кусковатый или горючий материал. Заполнять скважины забоечным материалом следует осторожно. При этом детонирующий шнур должен иметь слабину. Запрещается выдергивать или тянуть детонирующий шнур, введенный в боевик.
Запрещается пробивать застрявший боевик. Если извлечь застрявший боевик не представляется возможным, заряжание скважины необходимо прекратить, боевик взорвать вместе с другими зарядами.
Если во время заряжания часть заряда будет пересыпана, скважину необходимо дозарядить и заряд взорвать вместе с другими зарядами.
Запрещается проводить взрывные работы при недостаточном освещении рабочего места.
При производстве взрывных работ обязательна подача звуковых сигналов, а в темное время суток, кроме того, и световых сигналов. Запрещается подача сигналов голосом, а также с применением взрывчатых веществ.
Назначение и порядок подачи сигналов:
а) первый сигнал  предупредительный (один продолжительный), подается при вводе опасной зоны;
б) второй сигнал  боевой (два продолжительных). По этому сигналу производится взрыв;
в) третий сигнал  отбой(три коротких). Он означает окончание взрывных работ.
Сигналы при массовом взрыве подаются специально назначенным лицом по команде его ответственного руководителя.
Способы подачи и назначение сигналов, время производства взрывных работ должны быть доведены до сведения работников карьера, а также до жителей близ лежащих населенных пунктов.

Годовая производительность станка шарошечного бурения, м/год


СБШ-250МНА-32КП
25329 м/год (1.47)
3СБШ-200-60
27470 м/год (1.48)
где Pос – осевая нагрузка на шарошечное долото, кН;
nоб – скорость вращения долота, об/мин;
Тсмн = 7 ч – длительность рабочей смены бурового станка;
Ки = 0,44-0,6 – коэффициент использования бурового станка во времени;
nсмн = 3 – количество рабочих смен бурового станка в сутки;
nдн = 247-259 дн. – число рабочих дней бурового станка в календарном году;
Пб = f – показатель трудности бурения пород;
dскв – диаметр скважин, см.

Потребный объем бурения на годовую производственную мощность карьера:

Lгк=Qк/Vгк (1.49)
где Qк – производительность карьера, м3/год;
Vгк – выход взорванной горной массы с 1 п.м скважины, м3/год.

Qк= Q́к(и)+ Qк(в) , м3/год. (1.50)


где Qк(и)- годовая производственная мощность карьера по ископаемому, м3/год;
Q́к(и)= Qк(и)/γи=60000/4500=1333333,3 м3/год (1.51)
где Qк(и)– годовая производственная мощность карьера по ископаемому (из задания), т/год;
γи – плотность массива ископаемого, т/м3.
Qк(в)- годовая производственная мощность карьера по вскрыше ,м3/год
Qк(в)=Кв* Qк(и)=2*6000000=12000000 м3/год (1.52)
где Кв- коэффициент вскрыши(из задания), м/т;
Qк=12000000+1333333.3=13333333.3 м3/год

Lгк(р)= 1333333.3/50,7=26298


Lгк(в)= 12000000/34,4=348837

Необходимое количество рабочих буровых станков:


Nст(р)=Lгк /Lгст=26298/25329=1,1 (1.53)
Nст(в)=Lгк /Lгст=348837/27470=11,2
Инвентарный парк станков принимается на 15-20% больше рабочего. Обычно по организационным причинам число рабочих буровых станков на карьере принимается равным рабочему парку экскаваторов.

Принимаем 15 рабочих станков 13 на вскрыше и 2 на добыче

Результаты расчетов необходимого количества буровых станков сводится в табл. 4.
Таблица 4 – Расчет парка буровых станков

Показатели Добыча Вскрыша


Годовой объем взрывания, тыс. м3 13333,3 12000
Выход горной массы с 1 п.м. скважины, м3/м 50,7 34,4
Годовой объем бурения, м 26298 348837
Сменная производительность станка, м3/смену 33.7 36,6
Годовая производительность станка, м/год 25329 27470
Расчетный парк буровых станков, шт 1,1 11,2
Принятый парк буровых станков, шт 2 13

Выемочно-погрузочные работы

Обычно при погрузке экскаватора в железнодорожный транспорт применяют нормальные заходки для сокращения числа переукладок забойного пути.

Ширина нормальной заходки:

А=(1,5-1,7)*Rчу=1,7*9,04=15,3 (2.1)
где Rчу – радиус черпания экскаватора на уровне установки, м;

Ширина торцевого забоя для экскаватора при разгрузке породы в автомобильный транспорт:А=(0,5-1,0)*Rчу=0,8*9,04= 7.2 (2.2)


Максимальная высота забоя соответствует максимальной высоте черпания экскаватора.

Эксплуатационная производительность экскаватора:

Qэ=3600*Е/Тц*Кнк/Крк*Ки*Тсм, м3/смену (2.3)
где Тц – продолжительность цикла, с;
Кнк/Крк=Кэ – коэффициент экскавации;
Ки =0,75 – коэффициент использования оборудования;
Тсм – продолжительность смены, ч

Тц=tч+ tпов+ tразгр,=40 сек. (2.4)


Qэ=3600*5/40* 0,75/ 1,45* 0,75*8= 1396,5 м3/см,

Расчет количества экскаваторов

Годовая производительность экскаватора:

Qэгод=Qэсм*Nсм*Nдн, м3/год (2.5)


где Qэсм – сменная производительность экскаватора, м3/ смену;
Nсм – число рабочих смен в сутки;
Nдн – число рабочих дней в году.

Qэгод=1396,5*3*250=1047413.7 м3/ год


Эксплуатационное количество экскаваторов:

Nэ=Qк *Кр /Qэгод (2.6)


Nэ=13333333/1047413.7=12.5

Списочное количество экскаваторов:

Nc=(1,5-1,2)*Nэ (2.7)
Nc=1,2* 12,5=15
Принимаем 15 экскаватора.

Скорость продвижения фронта забоя:

υз =Qэ/А*Нз, м/смену (2.8)
где Qэ – сменная производительность экскаватора, м3/смену;
Нз – высота забоя, м.

υз(в)1 =1396,5/ 15,3*10,3=8,9м/смену


υз(в)2=1396,5/(15,3*0,96)*10,3=9,2 м/смену
υз(р)1 =1396,5/ 15,3*10,3=8,9м/смену
υз(р)2=1396,5/ (15,3*0,9)*10,3=9,8 м/смену

Количество экскаваторных заходок в развале:

N=Вр/А (2.9)
где Вр(в) – ширина развала на вскрыше, м

Nв= 30,1/15,3=1,96


Nр= 29,2/15,3=1,9

На вскрыше принимаем число заходок в развале = 2, одну заходку нормальной ширины, вторую узкую = 0,96 ширины нормальной заходки.


На руде принимаем число заходок в развале = 2, одну заходку нормальной ширины, вторую узкую = 0,9 ширины нормальной заходки.

Время отработки развала:

Т=t1+t2+…+tn, смены (2.10)
где n – количество заходок
Время отработки одной заходки :

tв=Lp/ υз, смены (2.11)

t1в=289/ 8,9=32,6смен
t2в=289/9,2= 31,4смен

t1р= 296/ 8,9=33,2смен


t2р=296/9,8= 30,2смен

Тв=32,6+31,4=64 смены


Тр=33,2+30,2=63,4 смены

Результаты расчёта потребного парка экскаваторов приведены в табл. 5.


Таблица 5 – Расчёт парка экскаваторов

Показатели Значение


Добыча Вскрыша
Годовой объём экскаваторных работ, тыс. м3 1333,33 12000
Сменная производительность, м3 1396,5
Годовая производительность, тыс. м3 1047413.7
Расчётный парк экскаваторов, шт 1.27 11.4
Принятый парк экскаваторов, шт 2 13

Общие принципы безопасного ведения


выемочно-погрузочных работ

Вопросы промышленной безопасности при выемочно-погрузочныхработах регламентированы «Едиными правилами безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом (ПБ 03-498-02) [15].


При эксплуатации выемочных машин действуют те же правила допуска к их управлению, что и для буровых станков (п. 3.7). Все горные, транспортные и строительно-дорожные машины должны быть исправны и снабжены сигнальными устройствами, ограждениями доступных движущих частей (муфт, шкивов и пр.) и рабочих площадок, противопожарными средствами, должны иметь освещение, комплект исправного инструмента и приспособлений, защитных средств от поражения электрическим током, и необходимую контрольно- измерительную аппаратуру, а также исправно действующую защиту от перегрузок и переподъема.
Исправность и комплектность машины должны проверять ежесменно машинисты (операторы), еженедельно – механик, энергетик участка и ежемесячно – главный механик, главный энергетик или другое назначаемое лицо. Результаты проверки отражают в «Журнале приема-сдачи смен». Эксплуатация неисправных машин и механизмов не разрешается. Обслуживание и эксплуатация технологического оборудования, его монтаж и демонтаж производятся в соответствии с руководством по эксплуатации, техническими паспортами и другими нормативными документами заводов-изготовителей.
В случае внезапного прекращения подачи электроэнергии персонал, обслуживающий механизмы, обязан немедленно перевести пусковые устройства электродвигателей и рычаги управления в положение «стоп» (нулевое).
В нерабочее время горные, транспортные и дорожно-строительные машины быть отведены от забоя в безопасное место, рабочий орган (ковш и др.) опущен на землю, кабина заперт а, с питающего кабеля снято напряжение.
Перед началом работы или движения экскаватора машинист обязан убедиться в безопасности членов бригады и находящихся поблизости лиц.
Перед пуском механизмов и началом движения машин, железнодорожных составов,автомобилей, погрузочной техники обязательна подача звуковых или световых сигналов, разработанных предприятием (организацией), эксплуатирующий объект открытых горных работ. При этом сигналы должны быть видны всем работающим в зоне действия машин (механизмов).
Таблицу сигналов вывешивают на работающем механизме (экскаваторе). С ней должны быть ознакомлены машинисты экскаваторов, локомотивов и водители транспортных средств. Каждый неправильно поданный или непонятый сигнал должен восприниматься как сигнал «стоп».
Горные работы по проведению траншей, разработке уступов должны вестись с учетом инженерно-геологических условий и применяемого оборудования в соответствии с утвержденными техническим руководителем организации локальными проектами производства работ (паспортами).
В них отражают допустимые размеры рабочих площадок, берм, углов откоса, высоты уступа, призмы обрушения, расстояний от горного и транспортного оборудования до бровок уступа или отвала.
Паспорта находятся в кабинах выемочных машин и с ними должны быть ознакомлены под роспись лица технического надзора, специалисты и рабочие, ведущие установленные паспортом работы и для которых требования паспорта являются обязательными.
Высота уступов определяется проектом с учетом результатов исследований физико-механических свойств горных пород и полезного ископаемого, а также горно-технологических условий их залегания и параметров оборудования.
Углы откосов рабочих уступов определяют проектом с учетом физико-механических свойств пород. Предельно допустимые углы откосов рабочих уступов составляют: при работе мехлопат, драглайнов и роторных экскаваторов – 80˚, а при работе цепных многоковшовых экскаваторов – они не должны превышать угла естественного откоса этих пород.
Расстояние по горизонтали между рабочими местами экскаваторов, расположенных на двух смежных по вертикали уступах должно составлять не менее полуторной суммы их максимальных радиусовчерпания. При спаренной работе экскаваторов на одном горизонте расстояние между ними должно быть не менее суммы их наибольших радиусов действия (для драглайнов с учетом величины их наибольших радиусов действия).
Во избежание возгорания смазочные и обтирочные материалы на машинах необходимо хранить в закрытых металлических ящиках. Хранение на горных машинах легко воспламеняющихся веществ не разрешается.
В экскаваторных забоях помимо опасностей, вызванных неправильными приемами работы и нарушениями правил эксплуатации, возможны и дополнительные опасности, обусловленные обрушением пород в забоях, поворотом платформы при погрузке, опрокидыванием машины, обрывом канатов, высоким электрическим напряжением.
В случае угрозы обрушения или сползания уступа во время работы одноковшовых экскаваторов или при обнаружении отказавших зарядов взрывчатых материалов, выемку пород прекращают, экскаватор отводят в безопасное место. Машинист экскаватора о возникшей угрозе обязан поставить в известность технического руководителя смены.
Для вывода экскаватора из забоя необходимо всегда иметь свободный проход. Негабаритные куски породы укладывают устойчиво в один слой, не создавая препятствий для перемещения горного и транспортного оборудования на площадке.
Экскаваторы следует располагать на уступе и отвале на выровненном основании с уклоном, не превышающем допустимого техническим паспортом экскаватора. Расстояние между откосом уступа, отвала или транспортным средством и контргрузом экскаватора устанавливают в паспорте забоя в зависимости от горно-геологических условий и типа оборудования, но в любом случае оно должно быть не менее 1 м.
Перегон экскаватора осуществляют по трассе, имеющей ширину, достаточную для маневров, расположенной вне призм обрушения, с уклонами, не превышающими допустимых по техническому паспорту. Перегон ведут по сигналам помощника машиниста или специального назначенного лица, при этомдолжна быть обеспечена постоянная видимость между ними и машинистом экскаватора.
При передвижении гусеничного экскаватора по горизонтальной площадке или на подъем привод ходовой тележки должен находиться сзади, а при спусках с уклона – впереди. Ковш должен быть опорожнен и находиться не выше 1 м от почвы, а стрела должна быть установлена по ходу экскаватора.
При движении на подъем или на спуск необходимо предусматривать меры, исключающие самопроизвольное скольжение.
Если экскаватор работает на грунтах, не выдерживающих давления гусениц, должны осуществляться специальные меры, обеспечивающие его устойчивое положение. Их отражают в паспорте забоя.
При погрузке водители автосамосвалов обязаны подчиняться сигналам машиниста экскаватора, значения которых устанавливаются руководством организации. В случае погрузки в железнодорожные вагоны и разгрузке их на экскаваторных отвалах сигналы машиниста экскаватора должны соответствовать сигналам, установленным при эксплуатации железнодорожного транспорта.
Во время работы экскаватора запрещается пребывание людей (включая обслуживающий персонал) в зоне действия экскаватора.
Канаты экскаваторов должны соответствовать техническому паспорту машин и иметь сертификат завода-изготовителя. Канаты подвески стрелы подлежат осмотру механиком участка не реже одного раза в неделю. На длине шага свивки число порванных проволок не должно превышать 15 % от их общего числа в канате. В противном случае канат подлежит замене. При осмотре канатов торчащие концы оборванных проволок должны быть обрезаны.
Подъемные, тяговые и напорные канаты подлежат осмотру в сроки, установленные на предприятии.
Результаты осмотра канатов заносят в журнал приема-сдачи смен, а записи об их замене с указанием даты установки и типа вновь установленного каната заносят в агрегатный журнал горной машины.
Правила электробезопасности в принципе аналогичны правилам, действующим приэксплуатации буровых станков. Однако следует иметь в виду, что экскаваторы работают под напряжением 6 и 35 кВ.
Эксплуатацию кабелей, питающих экскаваторы, ведут с соблюдением тех же правил безопасности, что и для буровых станков (п. 3.7). При подноске кабеля, находящегося под напряжением, обслуживающий персонал обязан пользоваться диэлектрическими перчатками или специальными устройствами с изолированными рукоятками. В местах пересечения с железнодорожными путями и автодорогами кабели для защиты от повреждения укладывают в трубах, желобах и др. Ширина укрытия должна превышать ширину дорожного полотна не менее чем на 2 м в каждую сторону.
Работу любых машин вблизи высоковольтных ЛЭП допускают в том случае, если расстояние по воздуху от подъемной или выдвижной части машины в любом ее положении до ближайшего провода, находящегося под напряжением, будет не менее: при напряжении 20 кВ – 2 м; 35 кВ – 4,0 м.
Все двери передвижных подстанций, распредустройств и приключательных пунктов должны иметь надежное запирающее устройство, механическую блокировку между масляным выключателем, разъединителями и дверями камер, препятствующие ошибочным операциям с ними, а также исключающие открытие дверей при включенном разъединителе и включение последнего при открытых дверях.
Корпуса электрических экскаваторов должны быть заземлены путем непрерывного электрического соединения между собой заземляющих проводников (тросов) и соответствующих жил гибких кабелей. Общее заземляющее устройство карьера должно состоять из центрального контура, магистрали заземления и местных заземлителей.
При пересечении высоковольтных ЛЭП с автодорогами расстояние от нижнего фазного провода до верхней точки машин или груза должно быть не мене 2 м. при напряжении до 20 кВ. и 2,5 м. при напряжении 35 кВ.
Погрузка горной массы в забоях с контактными сетями электрифицированного транспорта допускается при условии осуществления мероприятий побезопасным методам работы, включая защиту от прикосновения ковшом и контактному проводу. Перечень мероприятий утверждает технический руководитель организации.
Работа многоковшовых экскаваторов нижним черпанием разрешается при условии, если в разрабатываемой толще не имеется пород, склонных к оползанию и обеспечивается устойчивость откоса и рабочей площадки экскаватора.
При работе роторных экскаваторов в комплексе с конвейерными линиями и отвалообразователями, а также при погрузке на конвейер многоковшовыми цепными экскаваторами управление должно быть сблокировано. Во время ремонта и наладочных работ следует предусматривать ручное управление каждым механизмом в отдельности.
Кабина экскаватора должна обеспечивать машинисту обзор примыкающего к экскаватору участка забоя.
Перед началом отработки новой заходки многоковшовыми экскаваторами начальник смены или горный мастер обязан осмотреть забой и принять меры по удалению посторонних предметов (крупные корни, древесина, металлические предметы и т.п.) по всему фронту работы экскаватора на ширину заходки с учетом призмы обрушения.
Во время работы многоковшовых экскаваторов запрещается находиться людям у загружаемых вагонов и между ними, под загрузочными и разгрузочными люками и под рамой ходового устройства.
Должен осуществляться постоянный контроль за состоянием железнодорожных путей и дорог многоковшовых экскаваторов с тем, чтобы уклоны и радиусы путей и дорог не превышали пределов, допускаемых техническим паспортом экскаватора.
Устройства контроля за изменением ширины рельсовых путей и уклонов подлежат проверке не реже одного раза в месяц с занесением результатов в специальный журнал. При отсутствии и неисправности этих устройств работа многоковшовых экскаваторов запрещена.
Запрещается также работа экскаваторов на рельсовом ходу при неисправных рельсовых путях. Не допускается эксплуатация последних на обводненных уступах при отсутствииводоотводных устройств.
Роторные экскаваторы с невыдвижными стрелами должны быть оборудованы автоматическими устройствами, обеспечивающими заданные скорости движения и углы поворота роторной стрелы.
Многоковшовые экскаваторы должны иметь приспособления, предохраняющие черпаковую раму, роторную стрелу и конвейер от подъема, опускания или поворота на угол, больший, чем предусмотрено конструкцией экскаватора.
В кабине машиниста экскаватора должны быть установлены щит аварийной сигнализации и приборы контроля: скорости и поворота роторной стрелы; скорости передвижения экскаватора, напряжения и нагрузки на вводе экскаватора.
Вся самоходная техника (скреперы, бульдозеры, погрузчики) должна иметь технические паспорта, содержащие их основные технические и эксплуатационные характеристики.
Она должна быть укомплектована: средствами пожаротушения, знаками аварийной остановки, медицинскими аптечками; упорами (башмаками) для подкладывания под колеса; звуковым прерывистым сигналом движения задним ходом; проблесковыми маячками желтого цвета, уставленными на кабине; двумя зеркалами заднего вида; ремонтным инструментом, предусмотренным заводом-изготовителем.
Запрещается движение скреперов, бульдозеров, погрузчиков по призме возможного обрушения.
Расстояние от края гусеницы бульдозера или передней оси погрузчика до бровки откоса определяют с учетом горно-геологических условий и заносят в паспорт ведения работ в забое.
Не разрешается оставлять самоходную технику с работающим двигателем и поднятым ножом или ковшом, а при работе – направлять трос, становиться на подвесную раму, отвал или ковши, а также работа техники поперек крутых склонов при углах, не предусмотренных инструкцией завода-изготовителя.
Максимальные углы откоса забоя при работе бульдозера не должны превышать пределов, установленных заводской инструкцией.
Запрещена эксплуатация бульдозеров при отсутствии или неисправности блокировки, исключающейзапуск двигателя при включенной коробке передач, или устройства для запуска двигателя из кабины.
Для осмотра, ремонта, смазки и регулировки скрепера, бульдозера, погрузчика их устанавливают на горизонтальной площадке, двигатель выключают, а отвал или ковш опускают на землю или специальную опору (надежные подкладки).
Запрещается находиться под поднятым ковшом или отвалом самоходной техники.В случае аварийной остановки самоходной техники на наклонной плоскости должны быть приняты меры, исключающие ее самопроизвольное движение под уклон.

Транспортирование горной массы

Основные грузы в карьере – вскрышные породы и п.и.
Вспомогательные карьерные грузы – взрывчатые вещества, путевые материалы, детали и узлы, горные машины, снег в зимнее время и др.
Различают три вида транспорта:
- карьерный;
- цеховой;
- внешний.
Карьерный транспорт выполняет перемещение горной массы от забоев до пункта приёма, доставки вспомогательных грузов в карьер.
Цеховой транспорт выполняет перемещение п.и. на дробильно-сортировочных и обоготительных фабриках.
Внешний транспорт выполняет перемещение п.и. после обогащения или со складов к местам потребления продукции.
В курсовом проекте ведутся расчёты только для карьерного транспорта, работающего в сочетании с выемочно- погрузочным оборудованием.
Определяем максимальное расстояние транспортирования горной массы вскрышных пород в отвал:
Lвп= Lк+ Lп+ Lо, км (3.1)

Где Lк, Lп, Lо - расстояние транспортирования горной массы по карьеру, по поверхности, по отвалу.


Lк=Hк/i + lг= 180/80 +0,2 =2,45 км (3.2)
Где Hк - глубина карьера, м
i – уклон преодолеваемый автосамосвалом, ‰
lг=200м – длина горизонтальных участков согласно ЕПБ при ОГР ( п.376. При затяжных уклонах дорог (более 60 промилле) должны устраиваться площадки с уклономдо 20 промилле длиной не менее 50 м и не реже чем через каждые 600 м длины затяжного уклона.)
Lвп=2,45+1+1=4,45 км
Определяем максимальное расстояние транспортирования горной массы добычи к пунктам дробления:
Lд= Lк+ Lп=2,45+1=3,45 км (3.3)
Исходя из того что максимальное расстояние транспортирования горной массы , при разработке данного месторождения не более 5 км, наиболее целесообразно применение автомобильного транспорта. По сравнению с железнодорожным транспортом он обладает большой гибкостью и маневренностью. Его особенно эффективно применять в период строительства карьеров. Отсутствие рельсовых путей и контактной сети, менее жесткие требования к плану и профилю автодорог обеспечивает уменьшения объёма горно-капитальных работ, сроков и затрат на строительство карьеров.
Выбор типа автосамосвала выполняется исходя из рационального соотношения между ёмкостью ковша экскаватора и ёмкостью кузова автосамосвала:

V=n*E (3.4)


Где V – геометрическая ёмкость кузова автосамосвала, м3;
Е – ёмкость ковша экскаватора, м3;
n = 4 – 6 – число ковшей загружаемых в машину исходя из грузоподъёмности автосамосвала.
V=(4 – 6)*5=20-30 м3
Исходя из рационального соотношения между ёмкостью ковша экскаватора и ёмкостью кузова автосамосвала принимаем автосамосвал фирмы HITACHI ЕН10
+00
Таблица 6 – Краткая характеристика карьерного автосамосвала HITACHI ЕН1000
Модель Грузоподъемность, т Вместимость кузова, м3 Габариты, мм
геометрическая с «шапкой» длина ширина высота
1 2 3 4 5 6 7
ЕН1000 59,9 25,0 36,0 9300 4240 4750
Масса перевозимого груза:
Q=n*E*k_э*Ύ, т (3.5)
где E – емкостьковша экскаватора, м3;
k_э=k_н/k_р – коэффициент экскавации;
Ύ – плотность горной породы, т/м3;
n – число загружаемых в машину ковшей.
Q_в=6*5*0,9/1,5*3=54 т
Q_в=5*5*0,9/1,5*4,5=54 т
Исходя из расчётов принимаем 6 ковшей загружаемых в машину вскрышных пород и 5 ковшей пород ископаемого.
Ширина транспортной бермы в рыхлых и скальных породах
Bp=a+2hb+1,5hn+3hk+bk+b3+bn+2,0 , м (3.6)
где а – ширина проезжей чести дороги, принимается на основании выбранного типа автосамосвала и грузонапряженности дороги. Грузонапряженность – это количество груза, перевозимое по участку дороги в единицу времени:
Wбр=W+(W*ф/q), т/год (3.7)
где W - проектируемый объем перевозки горной массы, т/год;
ф - собственная масса автосамосвала, т;
q - грузоподъемность автосамосвала, т.
Wбр(вскрыши)= 36000000+( 36000000* 44,5/54) = 65666666 т/год
Wбр(руды) = 6000000+( 6000000* 44,5/54) = 10944444 т/год
Wбр= Wбр(вскрыши)+ Wбр(руды)= 65666666+10944444=76611110 т/год
В соответствии с грузонапряженностью устанавливается техническая категория дороги I.
Ширина проезжей части исходя из категории автодороги, числа полос движения и принятого автосамосвала принимается 15 метров.
hb – высота ограждающего вала. Вал сооружается из скальных пород. Высота вала зависит от грузоподъёмности машины принимаем 1,1м.
hп – толщина слоя дорожной одежды (в скальных породах – 0,25-0,3 м);
hк – глубина кювета (в скальных породах – не менее 0,3 м);
bк – ширина дна кювета, м ( > 0,4 м);
bn - ширина призмы безопасности, м (< 1);
b3 > 0,5 м
Bp=15+2 *1,1+1,5*1+3*0,3+0,4+0,5+1+2 = 25,5 м

Производительность автосамосвалов определялась исходя из условий эксплуатации подвижного состава.


Определение продолжительности технологического цикла перевозок:
Tp= tпогр+tдвиж+tразгр+tманевра+tожид.очереди, мин.(3.8)
где tпогр¬ - время погрузки горной массы, с;
tдвиж – время движения груженого и порожнего автосамосвала, с;
tразгр – время разгрузки автосамосвала, с;
tманевра – 2мин = 120с – время маневрирования автосамосвала, с;
tожид.очереди – время ожидания очереди, с.
tпогр(в) = (q*Tц*Кр)/(Е*γ*Кн) = (54*40*1,2)/(5*3*1,3) = 240 с; (3.9)
tпогр(р) = (q*Tц*Кр)/(Е*γ*Кн) = (54*40*1,1)/(5*4,5*1,1) = 160 с;
где Кн – коэффициент наполнения кузова автосамосвала;
Кр – коэффициент разрыхления в кузове;
Тц – продолжительность цикла экскаватора, с;
Е- емкость ковша экскаватора, м3.
Tдвиж=3600*(L/Vср.гр+L/ Vср.пор), мин (3.10)
Tдвиж(вскр)=3600*(4,45/30+4,45/ 40) = 15,5 мин
Tдвиж(вскр)=3600*(3,45/30+3,45/ 40) = 12 мин
где Vср.гр , Vср.пор - соответственно скорости груженого и порожнего автосамосвала, км/ч;
L – дальность транспортирования, км
tразгр= tподъезда+ tпод.кузова+ tоп.кузова+ tотъезда, с (3.11)
tподъезда=15-45 ; tоп.кузова=15-20 с
tпод.кузова=15-60 с; tотъезда=4-10 с
tожид=0,5*( tпогр+ tразгр),с (3.12)
tожид(вскрыш)= 0,5*(240+60)=150 с;
tожид(руд)= 0,5*(160+60)=110 с;
tразгр= 20+ 20 + 15+ 5= 60 с = 1 мин
Tp(вскрыши)= 4+ 15,5+ 1+ 2+ 2,5= 25мин
Tp(руды)= 2,6+ 12 +1+ 2+ 1,8= 19,4мин
Расчет необходимого количества машин
Количество автосамосвалов необходимого для обеспечения производительности карьера по горной массе:
Nаэ =Qр/П¬¬год а(р)+ Qв/П¬¬год а(в) (3.13)
где Qр – производительность карьера по руде, т/год;
Qв¬ - производительность карьера по вскрыше, т/год;
П¬¬год а(р) – производительность автосамосвала по руде, т/год;
П¬¬год а(в) – производительность автосамосвала по вскрыше, т/год;
Nаэ = 6000000/ 1002061.8+36000000/777600=47,7
П¬¬год а(р)=((Тсм*Q)/Tр*Ки)*Nсм*Nдн, т/год (3.14)
где Тр –продолжительность рейса, час;
Q – грузоподъёмность автосамосвала, т;
Тсм – продолжительность смены, ч;
Ки – коэффициент использования машины за смену, 0,6;
Nсм – количество рабочих смен в сутки;
Nдн – количество рабочих дней в году.
П¬¬год а(в)=((8*54)/0,25*0,6)*3*250=777600 т/год
П¬¬год а(р)=((8*54)/0,194*0,6)*3*250=1002061,8 т/год
Инвентарное количество:
Nин=Nаэ/τ (3.15)
где τ – коэффициент технической готовности, 0,81
Nаэ– число автосамосвалов расчётное Nин=47,7/0,81 =59
Определение пропускной способности:
N= (Кнд*Vср)/lб, маш/час (3.16)
где Кнд - коэффициент неравномерности движения, 0,5-0,8;
lб - расстояние между следующими друг за другом автосамосвалами, 0,05 км;
Vср – средняя скорость движения машин по карьеру, км/ч. N= (0,7*35 )/50= 490 маш/час
При двух полосном движении:
N= (1000*Vср*2)/lб (3.17)
N= (1000*35*2)/50= 1400 маш/час
Определение провозной способности:
M= (N*q)/Крез, т/час (3.18)
где g – грузоподъёмность автосамосвала, т;
Крез - коэффициент резерва, 0,8;
M= (1400*54)/0,8=94500, т/час
Годовой пробег автосамосвалов:
Lгод=(2*Qк(гм)*Lтр)/q, км/год (3.19)
где Qк(гм) – производительность карьера по горной массе, т/год;
Lтр - расстояние транспортирования горной массы, км.Lгод(в)=(2*36000000*4,45)/( 54)=5933333 км/год
Lгод(р)=(2*6000000*3,45)/( 54)=460000 км/год
Lгод = 3560000+460000 = 766666 км/год
План карьерных автосамосвалов на расчётный годовой объём работ сводится приведены в табл. 7.
Таблица 7 – Расчёт парка карьерных автосамосвалов

Показатели Значение


Добыча Вскрыша
Годовой перевозки, тыс. тонн 6000 36000
Сменная производительность, т 1336 1036.3
Годовая производительность, тыс. м3 222,6 259,2
Расчётный парк автосамосвалов, шт 5,5 42,2
Принятый парк автосамосвалов, шт 7 52

Основные требования правил безопасности на автотранспорте.


Скорость и порядок движения автомобилей устанавливает администрация предприятия с учетом местных условий. Движение на дорогах регулируется стандартными знаками, предусмотренными Правилами дорожного движения. Только после инструктажа и ознакомления с маршрутами движения водителям выдают удостоверения на право работы в карьере.
План и профиль автодорог должен соответствовать требованиям строительных норм и правил. Проезжую часть дороги внутри карьера ограждают от призмы обрушения земляным валом или защитной стенкой. Высота вала должна составлять не менее половины диаметра колеса самого большого по грузоподъемности автосамосвала. Все места погрузки и разгрузки, виражи, траншеи, а также внутрикарьерные дороги с активным движением освещают в темное время суток. Специальная дорожная служба контролирует состояние транспортных коммуникации, обеспечивая безопасные условия перемещения машин.
На линию разрешен выпуск только исправных автосамосвалов. Поэтому перед выездом из гаража тщательно проверяют исправность тормозной системы, рулевого управления, сигналов, осветительных и контрольно-измерительных приборов.
Обгон на карьерных дорогах запрещен, за исключением обгона транспортных средств, обладающих более низкой технической скоростью движения.
Недопустимо хождениепо автодорогам и обочинам из-за опасности травмирования падающими кусками горной массы. Перевозку людей в карьере производят в автобусах или специально оборудованных автомобилях по маршрутам, разработанным и утвержденным руководством предприятия. Разрешен проезд в кабинах технологических автомобилей лиц технического надзора и отдельных рабочих при наличии у них письменного разрешения администрации и места в кабине. При движении задним ходом машин, во избежание наезда на людей, должен автоматически включаться звуковой сигнал.
Находящийся под погрузкой автомобиль обязательно затормаживают. Ожидающий погрузки автомобиль должен находиться за пределами радиуса действия экскаватора и становиться под погрузку только после разрешающего сигнала машиниста экскаватора. Движение загруженного автомобиля к пункту разгрузки возможно только после разрешающего сигнала машиниста экскаватора. Кабина карьерного автосамосвала должна быть перекрыта защитным козырьком. При его отсутствии водитель при погрузке обязан выйти из кабины и находиться за пределами радиуса действия ковша экскаватора (погрузчика). При работе в карьере запрещается: движение автомобиля с поднятым кузовом; движение задним ходом к месту погрузки на расстояние более 30 м (за исключением случаев проведения траншей); переезжать через кабели, проложенные по почве без специальных защитных укрытий.
При остановке на подъеме или уклоне вследствие технической неисправности водитель выключает двигатель, тормозит машину, подкладывает под колеса упоры (башмаки), чтобы исключить самопроизвольное движение автомобиля.
Площадки погрузочно-разгрузочных пунктов должны быть горизонтальными (допустим, уклон не более 0,01) с размерами, достаточными для маневровых операций. Для ограничения движения автосамосвалов задним ходом устраивают предохранительную стенку (вал) высотой не менее 0,5 диаметра колеса автомобиля. При ее отсутствии запрещен подъезд машин кбровке площадки ближе, чем на 5 м.

4. Отвалообразование


Для данных условий целесообразно применять бульдозерный способ отвалообразования. Выбираем бульдозер Komatsu D475A-2
Таблица 8 –Техническая характеристика бульдозеров Komatsu
Модель бульдозера Мощность двигателя, кВт Эксплуатационная масса агрегата, т Максимальная скорость передвижения, км/ч Тип бульдозерного отвала Параметры отвала, мм Расчетный объем призмы, м3 Тип рыхлителя Количество зубьев, шт. Габаритные размеры, мм Другие типы бульдозерных отвалов Другие типы рыхлителей
вперед назад ширина высота длина ширина высота
D155A-5 225 36,4 11,0 13,4  3955 1720 8,8 *** 1 8155 3955 3500 - -
D355A-5 306 53,9 12,7 12,6  4715 1875 15,1 7375 4715 4120 - -
D275A-5 301 48,9 11,8 14,9  4300 1910 13,7 9085 4300 3985 - -
D475A-2 574 95,3 10,9 14,3 4900 2400 25,6 11525 5265 4555 - -
D375A-5 391 66,9 11,8 15,8 4695 2256 18,5 10330 4695 4230 - -
D575A-2 784 132,0 12,0 13,8 н/д н/д 45,0 12590 6810 4880 - -

Определение площади отвалов


〖 S〗_o=(V_п*K_(о.р))/(ŋ_1*H_1+ŋ_2*H_2+...ŋ_n*H_n ), м2
где V_п - объём пород, подлежащих укладке в отвал, м3; 〖 K〗_(о.р) – коэффициент остаточного разрыхления пород в отвале
K_(о.р) = 1,05-1,15;
H_1,H_(2 ) и H_n – высота ярусов, м;
ŋ_1,ŋ_12 и ŋ_n – коэффициенты, учитывающие заполнение площади отвала соответственно ярусами
ŋ_(0,)=0,9-1,0, ŋ_2= 0,4 – 0,8
〖 S〗_o=(12000000*1,05)/(0,9*40+0,6*40 )=200000 м2
Высота защитного вала:
hв=0.5*Dк, м
где Dк – диаметр колеса автосамосвала, м
hв=0.5*2690 = 1,4м
среднее число автосамосвалов, разгружающих на отвале: 〖 N〗_o=(Q_в^ч*К_н)/Q_н
где Q_в^ч - часоваяпроизводительность по вскрыше, м3/ч;
К_н - коэффициент неравномерности рвботы;
Q_н - объём породы перевозимый за один рейс, м3.

〖 N〗_o=(1370*1,3)/30=59


Число одновременно разгружающихся автосамосвалов:
〖 N〗_аo=(N_o*t_p)/60
где t_p - время разгрузки одного автосамосвала, мин
N_аo=(59*1)/60=1
Длина фронта разгрузки:
L=N_ao*l_п
L=1*30=30 м
где l_п = 30м – ширина полосы по фронту отвала, м.
L_р=1*30=30м
Количество участков разгрузки:
N_(р.уч)=L_п/60= 30/60=1
Число участков находящихся в планировке:
N_пл=N_(р.уч)=1

Число резервных участков:


N_рез=〖0,5*N〗_(р.уч)
N_рез=0,5*1=1
Общее число участков:
N=N_(р.уч)+N_пл+N_рез
N=1+1+1=3
Общая длина отвального фронта:
L_(о.ф)=2.5*L_р
L_(о.ф)=2.5*30=85м
Объём бульдозерных работ:
Q_бул^ч=Q_в^ч*К_з,м^3/ч
где К_з- коэффициент заваленности, 0,3-0,6
Q_бул^ч=1370*0,4=548 м^3/ч
Необходимое число бульдозеров:
N_б= (Q_бул^ч)/П_б
где П_б- часовая производительность бульдозера, м^3/ч
П_б=(3600*V*К_и*К_н)/(Т_з 〖*К〗_р ),м^3/ч
где Т_з- продолжительность заезда, сек
Т_з=l_г/V_г +l_п/V_п +t_1+t_2,
где V_г, V_п- соответственно скорости груженого и порожнего бульдозера, V_г=15 м/мин, V_п=18,4 м/мин
l_п, l_г- соответственно длина порожнего и груженого пути, м;
t_1=2 мин-время заполнения лемеха бульдозера, мин;
t_2=0,15 мин-время остановки бульдозера для переключеня на порожний ход;
К_и-коэффициент использования рабочего времени, 0,7;
К_н- коэффициент наполнения, 0,7-0,8;
К_р-коэффициент разрыхления, 1,2-1,3;
Е_б- объём лемеха бульдозера.
Т_з=30/15+30/18,4+2+0,15=342 сек
П_б=(3600*25,6*0.7*0.8)/(342*1.2)=125,7м^3/ч

N_б= 548/125,7=4,35


Необходимое число бульдозеров:
N_сп= N_б/α
где α=0,9-коэффициент готовности
N_сп= 4,35/0,9=4,83
Принимаем число бульдозеров в количестве5 шт.
Результаты расчёта параметров бульдозерного отвалообразования сводятся в таблицу 9.
Таблица 9 – Расчёт парка отвальных бульдозеров

Показатели Ед. изм.


Годовой объём вскрыши, тыс. м3 1200000 12000
Годовой объём бульдозерных работ, тыс. м3 12000
Годовой объём бульдозерных работ с учётом коэффициента заваленности, тыс. м3 4800,4
Сменная производительность бульдозера, м3 1005,6
Годовая производительность бульдозера, м3 754200
Рабочий парк бульдозеров, шт. 4,35
Инвентарный парк бульдозеров, шт. 5

Основы безопасного сооружения и эксплуатации отвалов


Аварии, инциденты и несчастные случаи на отвалах происходят вследствие оползней, обрушения пород, опрокидывания оборудования под откос отвала при разгрузке; падения кусков породы, наездов транспортных средств.
Местоположение, количество, порядок формирования и эксплуатации внутренних и внешних отвалов, их параметры определяются проектом, с учетом физико-механических свойств пород отвала и его основания, рельефа местности, динамических нагрузок от применяемого отвального оборудования.
При размещении отвалов на косогорах предусматривают специальные меры, препятствующие сползанию отвалов, обеспечивающие отвод грунтовых, паводковых и дождевых вод.
Возможность отсыпки отвалов на заболоченных территориях определяют специальным проектом, предусматривающим необходимые меры безопасности отвальных работ. Недопустим сброс (сток) поверхностных и карьерных вод, складирование снега в породные отвалы, так как увлажнение пород ведет к снижению их устойчивости.
В районах со значительным количеством осадков в виде снега складирование пород в отвалы осуществляют по проекту, согласованному с территориальными органами Ростехнадзора, в котором должны быть предусмотрены мероприятия, обеспечивающие безопасность работы в любое время года. Повышению устойчивости отвалов способствует раздельная отсыпка пород, причем в основание отваласледует укладывать наиболее устойчивые и легкодренируемые скальные породы.
Систематический контроль за устойчивостью пород в отвале осуществляет геолого-маркшейдерская служба карьера, а при размещении отвалов на косогорах она же осуществляет инструментальные наблюдения за деформациями всей площади отвала.
При появлении признаков оползневых явлений работы по отвалообразованию должны быть прекращены до разработки и утверждения специальных мер безопасности. Работы прекращают в случае превышения регламентированных инструкциями по отвалообразованию скоростей деформации отвалов. Возобновление работ возможно только после положительных контрольных замеров скоростей деформации отвалов с письменного разрешения технического руководителя карьера.
Во избежание опрокидывания вагонов при разгрузке на отвалах, железнодорожный путь укладывают с таким расчетом, чтобы расстояние от его оси до бровки плужного отвала в месте разгрузки после каждой передвижки путей должно составлять не менее 1600 мм при грузоподъемности думпкара до 60 т и 1800 мм – при грузоподъемности думпкара более 60 т.
На отвалах с одноковшовыми экскаваторами в месте разгрузки думпкаров расстояние от оси железнодорожного пути до верхней бровки должно составлять не менее 1600 мм (для нормальной колеи).
Внешний рельс разгрузочного пути должен иметь превышение по отношению к внутреннему на 100–150 мм. В конце разгрузочных тупиков устраивают упоры, выполняемые по проекту, утвержденному техническим руководителем карьера, имеющие исправные указатели путевого заграждения, освещаемые в темное время суток или покрытые светоотражающими материалами. Засыпку участка отвала от приямка до тупика при длине разгрузочных путей менее полуторной длины состава необходимо осуществлять соблюдая специальные меры безопасности, утвержденные техническим руководителем объекта открытых горных работ. Указатели путевого заграждения располагают со стороны машинисталокомотива и выносят от оси пути на расстояние не менее 2,5 м и на высоту 1,5 м. На разгрузочном тупике должен быть сигнальный знак «Остановка локомотива», устанавливаемый от места разгрузки на расстоянии наибольшей длины состава.
Подача груженых поездов на разгрузочные тупики допустима только вагонами вперед, за исключением подачи их на пути абзетцерных отвалов. В отдельных случаях разрешают подачу локомотивами вперед при условии разработки дополнительных мер безопасности, утвержденных техническим руководителем организации и согласованных с территориальным органом Ростехнадзора.
При разгрузке думпкаров люди должны находиться вне зоны развала горной массы. Для обслуживающего состав персонала вдоль железнодорожного пути в месте разгрузки составов с противоположной от приямка стороны должна быть площадка. На отвалах должны быть установлены предупредительные надписи об опасности нахождения людей на откосах, вблизи их основания и в местах разгрузки транспортных средств.
Очистка думпкаров должна быть механизирована. Ручная очистка думпкаров на приямках запрещена. Опрокидывание кузовов думпкаров и возвращение их в транспортное положение после разгрузки должны производиться без помощи подставок, шпал, рельсов и т.п.
Кроме мер безопасности на бульдозерных отвалах, описанных ранее (п. 6.3), необходимо предусматривать разгрузку автосамосвалов только в местах, предусмотренных паспортом, вне призмы обрушения (сползания) породы. Размеры ее устанавливают работники маркшейдерской службы и регулярно доводят до сведения лиц, работающих на отвале.
Запрещается наезд на предохранительный вал при разгрузке. Подачу автосамосвалов под разгрузку осуществляют задним ходом, а работа бульдозера производится только лемехом вперед, перпендикулярно верхней бровке откоса отвала.
На разгрузочных площадках запрещается нахождение посторонних лиц, автотранспорта и другой техники, не связанных с технологией веденияразгрузочно-погрузочных работ. Во всех случаях люди должны находиться на расстоянии не менее 5 м.
Экологические проблемы и рекультивация площадей, нарушенных открытыми горными работами
Экологические проблемы при разработке месторождений открытым способом особенно остры, так как производство горных работ сопровождается нарушениями земель на большую глубину со значительным изменением ландшафта, гидрометеорологических условий, перемешиванием пород и выносом на дневную поверхность неплодородных или даже вредных пород. Нарушенные земли непригодны к использованию, если их не восстанавливают [41]. Площадь среднего угольного разреза составляет 1000–2500 га, железорудного карьера средней мощности – 2000–3000 га [41]. Общая же площадь нарушаемых земель в 3-12 раз превышает площадь самого карьера, так как включает земли, занятые под внешние отвалы, промышленные площади, транспортные и энергосиловые коммуникации. Все техногенные нарушения природной среды разделяют на ландшафтные (изменение рельефа местности, растительного и почвенного покрова) и экологические (нарушение условий жизнеобитання в пределах горного отвода и прилегающих к нему землях: изменение водного режима, загрязнение почв, воздушного и водного бассейнов). Исключение из сельскохозяйственного оборота плодородных земель приводит к недополучению значительного количества продовольственного сырья.
Вопросы охраны атмосферы в зоне производства открытых горных работ рассмотрены в п. 5.16.
Одно из важнейших направлений в области охраны окружающей среды – рекультивация (восстановление) земной поверхности. В соответствии с требованиями Правил охраны недр [28] предприятия, ведущие разработку месторождений полезных ископаемых, обязаны за свой счет приводить нарушенные земли и лесные угодья в состояние, пригодное для дальнейшего использования их в народном хозяйстве. Рекультивацию земель осуществляют в ходе производства горных работ и завершают послеотработки запасов полезных ископаемых в сроки, устанавливаемые органами, которые предоставляют земельные участки в пользование. Горные предприятия обязаны снимать, хранить и нано¬сить слой почвы на рекультивируемые земли или на малопродуктивные угодья. Затраты на восстановление территории относят на себестоимость продукции, поэтому они должны быть учтены при составлении проекта на разработку месторождения.
Рекультивация земель предусматривает комплекс горно-технических, инженерных, сельско- лесохозяйственных и других мероприятий, направленных на восстановление биологической продуктивности и хозяйственной ценности отработанных горными или иными работами земельных площадей, а также на улучшение состояния окружающей среды. Обеспечение требуемого качества рекультивированных земель – один из показателей технического и технологического совершенства горного производства, соответствия его современных экологическим требованиям и нормативам.
С учетом характера дальнейшего использования восстановленной территории рекультивация нарушенных земель может иметь сельско- лесо- водохозяйственное, рекреационное, санитарно-гигиеническое и строительное направление [41].
Решение проблемы рекультивации не означает простого увеличения сельскохозяйственных площадей. Задача состоит в том, чтобы не только восстановить нарушенные природные ландшафты, но и создать новые, лучшие, более рационально организованные.
Оптимальным вариантом следует признать комплексную рекультивацию по различным направлениям, имея целью создание новой ландшафтной единицы.
Работы по рекультивации подразделяют на горнотехнические и биологические. Задачи горнотехнического восстановления: формирование отвалов такой конфигурации, при которой возможно последующее использование земель для лесопосадок, возделывания сельскохозяйственных культур и создания пастбищ; снятие, складирование, хранение и нанесение на поверхность отвалов плодородногослоя; проведение мелиоративных и других мероприятий [41].
Перемещение вскрыши в отвалы средствами транспорта упрощает горнотехническую рекультивацию, так как поверхность отвальных уступов достаточно ровная и проще организовать раздельную выемку и складирование разнородных пород.
Снятие почвенного слоя и укладку его в штабели высотой до 10 м производят бульдозерами, скреперами, погрузчиками, иногда строительными экскаваторами в комплексе с автотранспортом. Временные склады плодородных и потенциально плодородных грунтов располагают, по возможности, вблизи объектов или территорий, подлежащих в дальнейшем рекультивации. Для предотвращения ветровой и водной эрозии предусматривают засев их поверхности травами. Срок хранения грунта во временных отвалах не более 10 лет [41]. Выемку этих пород из штабелей производят экскаваторами или одноковшовыми погрузчиками с отгрузкой в средства транспорта, а разравнивание на рекультивируемой поверхности ведут бульдозерами. Эффективны также колесные скреперы и гидродоставка. Гидроукладка пород по опыту карьеров КМА способствует созданию благоприятного рельефа, сохранению структуры и основных агротехнических свойств грунтов.
На горнотехническую рекультивацию уходит до 80 % общих затрат, предназначенных для рекультивации. При совмещении рекультивации с основными технологическими процессами затраты могут быть снижены более чем в 2 раза.
Биологическую рекультивацию на землях, предназначенных для использования в сельском и лесном хозяйствах, осуществляют землепользователи за счет средств горных предприятий, проводивших разработку месторождений. На нее приходится 20–25 % общих затрат на восстановление нарушенных территорий. Она включает комплекс работ по мелиорации и внесению удобрений с микроорганизмами, специальные севообороты, посадку деревьев и кустарников (самый дешевый и простой способ биологического освоения нарушенных земель) и другие мероприятия,направленные на восстановление плодородия и хозяйственной ценности угодий.
При отсыпке отвалов также выделяется значительное количество пыли, для осаждения которой используют стационарные или передвижные оросительные установки. Поверхностные временные отвалы и склады ограждают противопылевыми железобетонными оградами или лесонасаждениями. Хороший эффект дают лесопосадки на отвалах.
Для защиты населения от пыли, уносимой ветром с отвала, необходимо располагать жилые массивы с наветренной стороны, окружая их зеленым поясом из устойчивых к загрязнению растений. Один гектар зеленых насаждений увлажняет и освежает воздух в 10 раз больше, чем водный бассейн той же площади. Часть загрязнений растительность механически задерживает листвой, некоторые соединения она связывает и нейтрализует. Снизить загрязнение воздушного бассейна вблизи действующих объектов горного предприятия можно, сократив разрыв во времени между горными работами и рекультивацией путем интенсивного наращивания отвалов до проектной высоты [41].
Существенного снижения площади земель, отчуждаемых под горные работы, можно достичь, используя для размещения вскрыши выработанное пространство (ИВП), формируемое при отработке горизонтальных и пологих залежей (п. 9.3).
Блочная отработка обширных месторождений позволяет принять порядок отработки, при котором перемещение вскрышных пород отстающего блока в ИВП опережающего блока происходят по короткому плечу откатки (2,0–2,5 км) без изменения направления грузопотока (вскрышная заходка находится в одном створе с отвальной) и без выхода на поверхность. При этом не только снижаются затраты на отработку месторождения, но и создаются благоприятные условия по формированию техногенных ландшафтов на отсыпаемых отвалах в ИВП опережающего блока для скорейшего проведения горно-технического и биологического этапов рекультивации с целью уменьшения сроков возврата рекультивированных земель.
Применениеподобной технологии с использованием ИВП в условиях разреза «Березовский-1» позволяет сократить площадь отчуждаемых земель с 864 га до 264 га.

Заключение

Переход горнодобывающих отраслей отечественной промышленности к рыночной экономике существенно изменил ситуацию с вводом в действие новых карьеров и рудников.
Если ранее осуществлялись строительство и последующая эксплуатация, главным образом, крупных и средних государственных предприятий с производственной мощностью в десятки миллионов тонн, то в настоящее время большинство новых горных объектов являются более конкурентоспособными гибкими структурами – участками действующих карьеров или малыми горными предприятиями. Их владельцы (государственные или муниципальные субъекты, частные или акционерные общества разных типов) заинтересованы в быстрой отдаче от вложенных затрат в максимизации прибыли в кратчайшие сроки, создании новых рабочих мест.
Безусловно, каждый такой объект сохраняет свой, присущий только ему комплекс горногеологических, климатических условий, свойств горных пород и полезного ископаемого.
Хотя процесс принятия конкретных технических решений на стадии проектирования и эксплуатации по по-прежнему носит эвристический характер, экономические предпосылки диктуют необходимость оценки не отдельных параметров карьера или модели оборудования, а оптимизации их сочетаний (комплексов). При этом каждая составляющая, если её рассматривать отдельно, не обязательно может быть оптимальной. Важно, чтобы совокупность параметров и показателей была оптимальной.
При изучении особенностей горного производства особое внимание должно быть уделено именно общности и взаимосвязи технологических схем, систем разработки, отдельных процессов. Неизбежен переход от общих закономерностей и общих принципов расчета к частным экономически обоснованным решениям.
Актуальной проблемой становится и реконструкция предприятий, которая во многих случаяхоказывается единственным способом эффективной разработки месторождения.
Использование дорогостоящего оборудования, работа предприятий в условиях жесткой конкуренции и колебания мировых цен на минеральное сырье обуславливает необходимость проведения в кратчайшие сроки глубокой экономической оценки принимаемых решений.
При выполнении курсового проекта закрепил, обобщил и углубил свои знания по курсу «Процессы открытых горных работ», получил навыки выполнения различных расчетов.
При выборе применяемого горнотранспортного оборудования надо исходить от технологических характеристик оборудований, которые дают эффективную и экономическую целесообразность проведения процессов горных работ.
Выполнение курсового проекта дало навыки технического мышления, работы с учебными и справочными литературами, делать расчеты и обосновывать решения выбора.

Список использованной литературы

В.К. Угольников, Н.В. Угольников, П.С. Симонов. Разрушение горных пород взрывом на карьерах: Методические указания по выполнению курсовой работы по дисциплинам «Разрушение горных пород при открытых горных работах», «Открытые горные работы» для студентов специальности 130403 всех форм обучения. Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГТУ», 2008. 47с.

2. Процессы открытых горных работ: Методическая разработка по выполнению курсового проекта по дисциплине «Процессы открытых горных работ» для студентов специальности 130403 всех форм обучения. Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГТУ», 2009. 52с.

3. Ржевский В.В. Открытые горные работы. Ч.1. –М.:Недра, 1985г.



4. Абрамсон В.Ш. и др. Нормы технологического проектирования предприятий промышленности нерудных строительных материалов. Л. Стройиздат, 1977г.

5. Трубецкой К.Н. и др. Справочник. Открытые горные работы. М.: Горное бюро, 1994г.


Скачать файл (416.9 kb.)

Поиск по сайту:  

© gendocs.ru
При копировании укажите ссылку.
обратиться к администрации