Разработка открытого месторождения угля на участке. Разработка открытого месторождения угля на участке 7 разреза "Восточный" Экибастузского каменноугольного бассейна Содержание
 Скачать 53.34 Kb.
|
|
4. Вскрытие карьерного поля и строительство разреза Освоение карьерного поля необходимо начинать с подготовки поверхности. Так как поверхность карьерного поля 7 представлена степной равниной, то подготовка поверхности карьерного поля будет заключаться в снятии плодородного слоя земли. В соответствии с установленными размерами территории карьерного поля, которая будет вовлечена в разработку на всех этапах развития горных работ и с тем, что на данной территории средняя мощность плодородного слоя составляет 0,5 метра, величина запасов почвенно-плодородного слоя земли, который необходимо, перед производством горно-строительных работ, снять представлены в таблице 4. 1 На работах по снятию и доставке на склад почвенно-плодородного слоя земли принимаю скрепера типа — ДЗ-107−1 (q=45 тонн, Е = 25м3). На складировании почвенного слоя земли во временный отвал бульдозер Т-330. Техническая производительность скрепера ДЗ 107−1 определяется по формуле Qтех = (3600*Е*Кн) / (Кр*Тц), м3/час (4. 1) Qтех = (3600*25*1,25 / 1,1*40 = 2556,81 м3/час Эксплуатационная производительность бульдозера при работах по укладке и планировке почвы во временный земельный отвал определяется по формуле Qэ = (3600*L*(b-a)*Кис) / (Z*(L*v + tп)), м3/час (4. 2) где L — длина планируемого участка, м b — ширина полосы за один проход, м a — ширина перекрываемой полосы за один проход, м Z — число проходов по одному месту; v — рабочая скорость при планировочных работах; tп — время на повороты при каждом проходе, сек; Кис — коэфициент использования оборудования; Е — ёмкость ковша, м3; Кн — коэффициент наполнения ножа скрепера; Кр — коэффициент разрыхления; То — время оборота скрепера, час Qэ = (3600*7*(3,22−0,4)*0,85) / (2*(7*1,25+8)) = 1803 м3/час Суточная производительность скрепера определяется по формуле Qсут = (Тсм*Кис*((Е*Кн)/Кр))/То, м3/сут (4. 3) Qсут = (8*0,85*((25*1,25)/1,1)/0,89 = 1014 м3/сут Площадь и объём снимаемого при формировании отвала (Fпо, Vпо), а также для подготовки поверхности карьерного поля 7, под производство горно-капитальных работ (Fк, Vк), почвенного слоя за год определяется по формулам соответственно Fпо = Vфо*Lфо, м2(4. 4) Vпо = Fпо*mпо, м2(4. 5) где Vфо и Lфо годовое подвигание и длина фронта горных работ соответственно. Fпо= 47,48*6500 = 308 668 м² Vпо= 308 668*0,05 = 15 433,4 м² Fк = Vк* Lк, м2(4. 6) Vк = Fк*mпо, м2(4. 7) где Vк и Lк-годовое подвигание и длина фронта горных работ соответственно, м/год mпо — средняя мощность почвенного слоя на площади. Fк=115*3000=345 000м2 Vк=345 000*0,05=17 250м2 Скрепер занят на работе по процессу снятия плодородного слоя земли только в дневное время, в зимние и дождливые дни скрепер не работает. Число рабочих дней в году (при пятидневной рабочей неделе с учётом ремонтных дней и сезонной работы) равно 138 дням. Годовая производительность ДЗ 107−1 равна 139 999м3/год. В соответствии с нормами при расчёте производительности по снятию-укладке почвенно-плодородного слоя должен быть учтён 25% резерв производственных мощностей. Поэтому на основании объёмов подготовительных работ и с учётом резерва производственных мощностей на данных работах принимаю: — два скрепера типа ДЗ107−1 на обслуживании процесса по снятию и складированию плодородного слоя с территории карьерного поля № 7; — один скрепер типа ДЗ107−1 на обслуживании процесса по снятию и складированию плодородного слоя с территории, отведённой под сооружение внешнего отвала; — один бульдозер типа т-330 на работах по укладке плодородного слоя, транспортируемого с территории, отведённой под сооружение внешнего отвала; — один бульдозер типа Т-330 на работах по укладке плодородного слоя, транспортируемого с территории, отведённой под производство работ связанных с добычей полезного ископаемого на всех последующих этапах развития горных работ. Складирование плодородного слоя земли произвожу за контурами рабочей зоны разреза, разрабатываемого карьерного поля № 7. 4.1 Задачи вскрытия Подготовительные работы: — выравнивание поверхности; — создание специальных площадок для монтажа горного оборудования; — создание первичных подъездных автомобильных и железнодорожных путей к участкам горных работ и отвалам. Одновременно с подготовкой поверхности выполняются специальные работы по осушению карьерного поля. Подготовка поверхности и осушение карьерного поля месторождения, выполненные полностью или частично, позволяют приступить к горно-капитальным работам. К горно-капитальным работам относятся работы по удалению покрывающих пород, созданию капитальных, разрезных траншей, которые позволяют начать систематическое производство вскрышных и добычных работ в строгом соответствии с проектом. 4.2 Определение объемов и основных параметров траншей Вскрытие рабочих горизонтов осуществляется для обеспечения сформированных на уступах грузопотоков транспортными коммуникациями позволяющими перемещать грузы с рабочих горизонтов до пунктов приёма на поверхности. Вскрывающие выработки начинаются с поверхности и заканчиваются на отметке рабочей площадки вскрывающего горизонта. На основании проведённого анализа геологических данных по разведочным линиям поля 7 установлено, что в пределах карьерного поля 7 Экибастузского месторождения свита угольных пластов 1,2,3 имеет горизонтальную мощность 610 метров, общая мощность 180 метров, средний угол залегания 14 градусов. Рельеф поверхности карьерного поля 7 представлен степной равниной. В соответствии с перечисленными характеристиками залегания свиты угольных пластов 1,2,3 можно сделать заключение, что открытые работы будут глубинного вида. Так как Экибастузское каменноугольное месторождение в пределах карьерного поля 7 можно отнести, по углу залегания угольных пластов, к наклонному, а породы внешней вскрыши в границах карьерного поля имеют значительный объём, то организация внутреннего отвалообразования в выработанном пространстве разреза, на проектируемом этапе, в данных горно-геологических условиях считаю нецелесообразным. Количество, вид и расположение вскрывающих выработок считаю целесообразным принять после проведения анализа возможной пропускной способности траншей при их определённой конструкции, числа транспортных коммуникаций с целью обеспечить максимальную производственную мощность разреза по полезному ископаемому. Расчёт провозной способности породной капитальной железнодорожной траншеи производим по указанной ниже методике. Пропускная способность траншейных путей из условия равных скоростей движения в порожнем и гружёном направлении по перегону определяется (в парах поездов) по формуле Nрасч — 30· р· Т / (tдв + ф) мі(4. 8) где р-число действующих путей на перегоне; Т-время за которое исчисляется пропускная способность, Т=22 часа; tдв — время движения по перегону; ф — время на связь между отдельными пунктами, ф=2 мин. Время движения гружёного (порожнего) состава по перегону определяется по формуле tдв = 60·L / V мин (4. 9) где V-скорость движения по перегону, V=20 км/ч; L — длина перегона. Провозная способность характеризуется количеством груза, которое может быть перевезено по карьерным путям в единицу времени. Провозная способность карьерных путей определяется по формуле М = Nрасч·Q мі/сут (4. 10) где Q-полезная масса поезда, мі. Предварительно фактическую ёмкость породной вертушки, состоящей из 12 думпкаров, принимаю равной 480 мі (по опытным данным технологического отдела разреза «Восточный»). Годовая провозная способность определяется из расчёта круглогодичного графика работы железнодорожной капитальной породной траншеи внешнего заложения — 365 дня. Результаты расчёта представлены в таблице 4. 1 Таблица 4. 1 Провозная способность траншей
Принимаю одну породную капитальную фланговую траншею внешнего заложения, двухступенчатую с односторонним примыканием и отдельным выходом на поверхность железнодорожных путей, количество железнодорожных путей — 4. Расчёт пропускной способности крутых траншей, вскрывающих добычные горизонты карьерного поля 7, произвожу по указанной ниже методике. При необходимом годовом объёме перевозок Wг (Wг = Пи) и планируемом времени работы конвейерных линий в объёме Тг = 5365, часовая производительность подъёмных конвейерных ставов должна составить Q' = Wг / Тг· Кг, т/час (4. 11) где Кг=0,935, коэффициент готовности конвейерной линии. Q' = 14 000 000 / 5365 * 0,935 = 2791 т/час Количество часов работы подъёмного конвейера Тг по технологическому процессу принято из расчёта затрат времени на технологическое обслуживание, перестройки конвейерных линий и воспроизводства горно-строительных работ для обеспечения вскрытия нижележащих угольных горизонтов. Производительность технологического комплекса должна производиться по лимитирующему звену. При работе ленточных конвейеров в технологическом комплексе непрерывного действия их производительность должна выбираться на 20% больше производительности лимитирующего звена. Лимитирующими звеньями в данном виде технологического комплекса являются роторные экскаваторы SRS (k) — 2000. В связи с вышеупомянутыми требованиями часовую производительность подъёмных конвейерных ставов определим по формуле Q = 1. 2* (Wг / (Тг * Кг)), т/час (4. 12) Q = 1,2 * (14 000 000 / (5365 * 0,935)) = 3349 т/час В связи с принятым видом транспортной системы организации добычных работ в пределах карьерного поля 7, добыча и транспортирование угля будет производиться по поточной технологии. Строительство вскрывающих добычные горизонты траншей производим в соответствии с планируемым развитием фронта добычных и вскрышных работ производим на стационарном (нерабочем) борту разреза. Угол нерабочего борта, на котором планируется сооружение крутых траншей — 14 градусов, поэтому отстройку трассы крутой траншеи производим под углом 14 градусов. В связи с большой протяжённостью фронта добычных работ, необходимостью уменьшения числа и протяжённости конвейерных линий, необходимостью разделения грузопотоков с разным качеством полезного ископаемого, считаю целесообразным вскрытие добычных горизонтов месторождения, в пределах карьерного поля 7, производить двумя стационарными угольными крутыми траншеями внутреннего заложения. Примыкание железнодорожных путей капитальной породной траншеи к рабочим горизонтам планирую на смягчённом руководящем подъёме. При данном виде примыкания предусматривается смягчение уклона капитальной траншеи к рабочему горизонту на 35% от руководящего подъёма. Смягчение подъёма облегчает трогание и разгон поезда, полезная масса которого рассчитана на условия равномерного движения на подъёме при локомотиве нормальной мощности. Такое примыкание эффективно при высоте породных уступов более 12−15 метров и длинных перегонах. В соответствии с интенсивным движением пункты примыкания со смягчённым подъёмом устраиваются на каждом уступе капитальной траншеи. Величину смягчённого уклона можно определить по формуле Iп = 0,65 * iр,%о (4. 13) где iр-величина руководящего подъёма,% Iп = 0,65 * 40 = 26%о Высоту участка смягчения определяем по формуле Нс = Lс / ctgIп, м (4. 14) где Lс длина участка смягчения, м Нс = 150 / 38,19 = 4 м Длина трассы капитальной траншеи со смягчённым подъёмом определяется по формуле Lт =v (Н — Нс)І + ((Н — Нс) * ctgiр))І + v НсІ + LсІ, м (4. 14) где Н — глубина заложения траншеи. Lт = v (40 — 4)І + ((40 — 4) * 24,54))І + v4І + 150І = 1033,8 м Угол наклона крутой траншеи выбираем из расчёта оптимальных параметров энергоёмкости при транспортировании горной массы и минимальных объёмов горно-строительных работ при строительстве поперечной крутой траншеи. Принимаем угол наклона трассы крутой траншеи 14 градусов, при допустимом угле наклона конвейера при транспортировании угля 18 градусов. Общую длину трассы поперечной крутой траншеи определяем по формуле Lт.о = Нк * ctg ik, м (4. 15) где Нк — конечная глубина траншеи, м Ctg iк — котангенс угла наклона конвейерного става. Lт.о = 300 * 4,011 = 1283,5 м Объёмы горно-капитальных работ при строительстве породных и угольных вскрывающих выработок определяем по следующей методике. Ширину транспортной бермы капитальой траншеи с двумя железнодорожными путями определяем по формуле Bт" = 3с + К + В +2Т + 2О + Z, м (4. 16) Bт" = 3 * 1 +1,5 +10 + 2 * 4,6 + 2 * 2 + 5 = 32,7 м Ширину капитальной траншеи по низу с двумя железнодорожными путями определяем по формуле Вт"' = 5c + В + 2К + 2 Т + 2О, м (4. 17) Вт"' = 5 * 1 + 10 + 2 * 1,5 + 2 * 4,6 + 2 * 2 = 31,2 м Объём породной капитальной фланговой траншеи внешнего заложения двухступенчатой с односторонним примыканием и отдельным выходом на поверхность четырёх железнодорожных путей определим по формуле Vт = ((4НуІ) / i) * ((Вт"' /2) + (2Ну / 3tg (б)))+(Вт"*НуІ)/2i), мі(4. 18) Vт = ((4*400)/0,04)*((31,2/2)+(2*20/0,8391*2)))+(32,7*400/2*0,04) = =1 423 101,6 мі. Так как мощность пород (наносов) покрывающих свиту пластов 1,2,3 в среднем составляет 10 -15 метров, то среднюю высоту уступа принимаем 12,5 метров Объём разрезной траншеи определим по формуле Vр = 0,5Ну * (Ну * ctg (б) + ctg (б у) + 2b) * Lф, мі(4. 19) разрезной траншеи понизу, при проходке экскаватором где b — ширина ЭКГ-6,3у, м; ctg (б) — угол откоса борта капитальной траншеи со стороны рабочего — борта равный 80 градусам; ctg (б у) — угол откоса борта капитальной траншеи со стороны нерабочего борта, равный 40 градусам; Lф — протяжённость фронта горных работ первого уступа, м. Vр = 0,5*12,5*(12,5*0,1763 + 12,5*1,1918 + 2*30) * 3000 = 1 445 625 мі Ширина крутой траншеи № 1 с двумя подъёмными конвейерными ставами определяется по формуле Вк' = 2с + Т1 + Т2 + О, м (4. 20) где Т1 — ширина транспортной полосы под установку приводной станции подъёмного конвейера производительностью свыше 5000 т/час, м; Т2 — ширина транспортной полосы под установку приводной станции подъёмного конвейера производительностью меньше 5000 т/час, м О — безопасное расстояние между приводными станциями, м; С — безопасное расстояние от борта крутой траншеи до транспортной полосы, м. Вк' = 2*3 +12,5 + 8,5 + 1 = 28 м Ширина крутой траншеи № 2 с одним подъёмным конвейерным ставом Вк" = 2с + Т1, м (4. 21) Вк" = 2*3 + 12,5 = 18,5 м Воспроизводство горно-строительных работ при вскрытии каждого нового горизонта добычных работ будет производиться на протяжении всей эксплуатации разреза. Поэтому объём горно-капитальных работ по добычным работам будем производить по первому вскрытому добычному горизонту. Объём крутой угольной траншеи № 1 одного вскрытого горизонта определим по формуле Vк' = 4((Нті * ctg (б у) / 3i) + ((НтІ * Вк') / 2i), мі(4. 22) Vк' = 4((12. 5і * ctg (40)) / 3 * 0. 248) + ((12. 5І * 28) 2 * 0. 248) = 21 335.3 мі Объём крутой угольной траншеи № 2 одного вскрытого горизонта определим по формуле Vк" = 4((Нті*ctg (б у)) / 3i) + ((НтІ*Вк")/2i, мі(4. 23) где Нт — глубина крутой траншеи на нерабочем уступе, м; i — уклон трассы крутой траншеи,%о; ctg (б у) — устойчивый угол откоса борта крутой траншеи, градус. Vк" = 4((1953*1,1918))/3*0,248) + ((156,25*18,5)/2*0,248) = 18 342,6 мі Общий объём горно-капитальных работ определим по формуле Vгк = Vт + Vр + Vк" + Vк', мі (4. 24) Vгк = 1 423 101,6+1 445 625+21355,3+18 342,6 = 2 908 424,5 мі Таблица 4. 2 Вскрывающие горные выработки
| |||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||