Разработка кварцито-песчанников Рыборецкого месторождения с целью производства щебня

Тип работы:
Дипломная
Предмет:
Геология


Узнать стоимость

Детальная информация о работе

Выдержка из работы

СОДЕРЖАНИЕ

Введение

1. Общая характеристика предприятия

1.1 История развития и географическое расположение

1.2 Геологическая характеристика

1.2.1 Геологическое строение района работ

1.2.2 Геологическое строение месторождения

1.3 Гидрогеологические условия

1.4 Запасы полезного ископаемого

1.5 Минеральный и химический состав

1.6 Физико-механические свойства

2. Горная часть

2.1 Современное состояние горных работ и перспективы развития предприятия. Состояние горных работ в карьере на текущий момент

2.2 Перспективы развития предприятия

2.3 Режим работы и основные показатели горных работ

2.3.1 Режим работы предприятия

2.3.2 Календарный план горных работ

2.3.3 Основные показатели по горным работам

2.4 Система разработки и комплексная механизация горных работ

2.4.1 Выбор системы разработки карьера

2.4.2 Определение элементов системы разработки

2.4.3 Структура и элементы комплексной механизации

2.5 Вскрытие рабочих горизонтов карьера

2.6 Технология и механизация производственных процессов вскрышных и добычных работ

2.6.1 Добычные работы

2.6.1.1 Подготовка горной массы к выемке

2.6.1.2 Буровые работы

2.6.1.3 Взрывные работы

2.6.1.4 Экскавация горной массы

2.6.2 Вскрышные работы

2.6.3 Отвалообразование

2.6.4 Карьерный транспорт

2.6.5 Комплексная механизация основных производственных процессов

3. Переработка полезного ископаемого

3.1 Расчёт качественно-количественной схемы дробления

4. Специальная часть проекта

4.1 Обоснование актуальности рассматриваемой темы

4.2 Выбор технологии переработки

4.3 Выбор способа совершенствования технологии дробления

4.4 Описание и принцип работы выбранной дробилки

4.5 Выбор и расчёт технологического оборудования

4.5.1 Исходные данные

4.5.2 Описание технологического процесса

4.5.3 Расчёт основного технологического оборудования

4.5.4 Качество готовой продукции

4.6 Меры безопасности при работе на ДСУ

4.7 Расчет экономической эффективности внедрения дробилки «Merlin-VSI-RP 107»

5. Дополнительные разделы проекта

5.1 Генеральный план

5.2 Электроснабжение карьера

5.3 Охрана окружающей среды

5.3.1 Расчет выбросов в атмосферу от стационарных источников

5.3.2 Карьерный водоотвод и водоотлив

5.3.3 Очистка карьерных вод от загрязнений

5.4 Техника безопасности, противопожарная профилактика, аэрология карьера

5.4.1 Техника безопасности

5.4.2 Противопожарная профилактика

5.4.3 Аэрология карьера

6. Экономическая часть

Заключение

Список использованной литературы

ВВЕДЕНИЕ

При разработке месторождений полезных ископаемых, как в мировой практике, так и в Российской Федерации предпочтение отдаётся открытому способу разработки. С развитием технического прогресса и повышением индустриализации горной промышленности с неизбежным уменьшением доли ручного труда и заменой его мощным, высокопроизводительным оборудованием открытый способ разработки месторождений, как основного источника сырья для промышленной базы страны, приобрёл роль генерального направления развития горнорудной промышленности.

В настоящее время подавляющее большинство месторождений полезных ископаемых разрабатывается открытым способом: угольная отрасль — 61%, добыча чёрных металлов — 88%, цветная металлургия — 62%, месторождения горно-химического сырья — 55%, добыча алмазов — 100%, промышленность строительных материалов — 99%. Высокий удельный вес открытого способа добычи полезных ископаемых обусловлен рядом его существенных преимуществ перед подземным способом: высокая производительность труда и как следствие — ниже себестоимость продукции, меньшие сроки строительства предприятий одинаковой мощности, меньшие потери полезного ископаемого, более безопасные и более комфортные условия труда, вместе с тем разработка месторождений открытым способом сопряжена с рядом негативных последствий: нарушением земель, изменением микроклимата и водного баланса и так далее. Рассматриваемый в настоящем дипломном проекте карьер относится к предприятиям промышленности строительных материалов (не рудного сырья) и разрабатывается открытым способом. Каменные породы являются одним из наиболее распространённых видов природных ресурсов на Земле. Основными натуральными заполнителями дорожных смесей являются щебень, песок и гравий. В качестве главного компонента асфальта и бетона данные заполнители используются при строительстве автострад и мостов, жилых и промышленных зданий. Заполнители широко используются не только благодаря распространённости в природе, но и из экономических соображений.

Целью дипломного проекта является выбор оптимальной системы разработки Рыборецкого месторождения, наиболее рациональной системы вскрытия и отработки горизонтов карьера с учётом обеспечения долговременной устойчивости бортов, расчёт и подбор необходимого горно-транспортного оборудования и выбор структуры комплексной механизации, выбор наиболее рациональной схемы переработки добытого полезного ископаемого. Так же в проекте рассмотрены задачи обеспечения требований промышленной безопасности, меры противопожарной безопасности, охраны труда, охраны окружающей среды и рекультивации земель, нарушенных горными разработками.

Целью специальной части дипломного проекта является улучшение схемы переработки полезного ископаемого на дробильно-сортировочной установке и как результат — получение готового продукта — кубовидного щебня с наименьшей лещадностью (I группа) и соответствующего требованиям ГОСТ -8267−93.

Этому способствуют следующие обстоятельства

Стоимость заполнителя не является в большинстве случаев главным ценообразующим фактором, но сильно влияет на выбор других, более дорогих компонентов, таких как битум в асфальте цемент в бетоне. По этой причине нам важно понимать факторы, влияющие на технологию производства заполнителя, которые имеют значительное влияние на качество и стоимость. Таким образом, необходимо представлять процесс в целом, от монолитной породы до конечного применения.

Современный рынок строительных материалов предъявляет всё более жёсткие требования к качеству применяемой в отрасли продукции. Если не так давно при строительстве автодорог, изготовлении железобетонных конструкций и других работах «на ура» уходил щебень любого качества, и даже не фракционированный с большой долей запесоченности и содержанием зёрен слабых и глинистых пород, а уж о процентном содержании зёрен лещадной формы речи и вовсе не велось, то теперь ситуация кардинально изменилась. На Российский рынок стали всё больше приходить Европейские компании, где требования к качеству продукции традиционно высокие, да и отечественные строительные предприятия стали более ответственно подходить к строительству и сдаче объектов. Потребитель желает получать продукцию высокого качества и готов платить за неё достойную цену.

Таким образом, в условиях возрастающей конкуренции, повышение качества выпускаемого щебня является актуальной задачей для производства.

1. Общая характеристика предприятия

1.1 История развития и географическое расположение

ООО «Карелкамень» относительно молодое производственное предприятие, с момента образования — пять лет. За счет иностранных инвестиций в 2005 году было приобретено и смонтировано новое производительное дробильно-сортировочное оборудование, дающее продукцию высокого качества.

С 01. 07. 2006 года на вновь смонтированном ДСЗ «Сандвик» начаты пуско-наладочные работы, с одновременным производством щебня. За пять месяцев (до конца года) на новом ДСЗ переработано 96 тыс. м3 горной массы в плотном теле и устранены все выявленные недоработки, в то время как на «старой» ДСУ «Локомо» за весь 2005 год переработано 106 тыс. м3 горной массы в плотном теле. Таким образом, видно, что производительность карьера значительно увеличилась.

Инвесторов привлекло, прежде всего, удачное географическое расположение карьера и то, что карьер уже отрабатывался прежде не нужно больших затрат на вскрышные работы.

Рыборецкое месторождение кварцито-песчаников, площадью 42,23 га, расположено на территории Прионежского района Республики Карелия в 100 км от города Петрозаводск по шоссейной дороге Петрозаводск-Вознесенье, в 1 км севернее поселка Рыбрека и в 2,5 километрах от западного берега Онежского озера. Ближайшие населённые пункты (д. Каккарово и п. Рыбрека) находятся примерно на одинаковом расстоянии от карьера один километр, таким образом, в защитных санитарной и опасной взрывной зонах карьера нет зданий, сооружений и проживающего населения.

Месторождение разведано в 1961 году, Карельской комплексной геологоразведочной экспедицией геологическая характеристика приводилась по данным «Отчёта по детальной разведке Рыборецкого месторождения кварцито-песчаников» проведённой И. Ф. Военушин и Н. А. Военушина.

Рыборецкое месторождение кварцито-песчаников разрабатывалось с 1962 года Онежским Рудоуправлением, а с 1997 по 2002 год работы на карьере не велись.

К территории Рыборецкого месторождения с севера примыкает заказник берёзы карельской «Каккаровский» и часть запасов категории С1 попадает в охранную зону.

Ладвинский лесхоз, на который возложена охрана, согласовывает проведение взрывных работ не ближе 450 м от границы заказника. Необходимость создания охранной зоны для семенников, приводит к выводу части промышленных запасов из эксплуатации.

Ближайший щебёночный карьер ООО «Карьер-Щелейки» находится в 23-х километрах к югу по трассе Петрозаводск-Вознесенье, других крупных промышленных предприятий в округе нет, таким образом, данный карьер является важным объектом трудоустройства местного населения и поддержки социальной сферы п. Рыбрека.

Обзорная карта района расположения карьера приведена на рисунке 1.

Климат района месторождения умеренно-континентальный и характеризуется сравнительно мягкой зимой и умеренно тёплым летом. Среднегодовая температура +2,5ОС. Общее годовое количество осадков около 600 мм, причем 70% их выпадает в теплый период года.

Восточная граница горного и земельного отводов проходит вдоль двухкилометровой водоохраной зоны Онежского озера. Это позволяет иметь минимально возможное плечо (2,5 км) откатки готовой продукции до пункта отгрузки потребителю-причала, расположенного на берегу Онежского озера.

1.2 Геологическая характеристика

1.2.1 Геологическое строение района работ

В геоструктурном отношении район приурочен к северо-западной окраине Онежско-Сухонско-Двинского прогиба. В геологическом строении района принимают участие образования Нижнего карелия и Верхнего карелия, верхнедевонские осадочные отложения и четвертичные образования. Нижнекарельские образования относятся к петрозаводскому горизонту Калевийского надгоризонта, а верхнекарельские — к шокшинскому горизонту Вепссийского надгоризонта.

Петрозаводский горизонт — это толща ритмичного переслаивания кварцито-песчаников, песчаников, алевролитов, аргиллитов и филлитовых сланцев; подразделяется на две свиты — нижнюю и верхнюю, прослеживается в виде полосы шириной 1,5−2,0 км северо-западного простирания. Мощность — 330 м.

Шокшинский горизонт широко распространён в районе, представлен переслаиванием кварцито-песчаников, песчаников с прослоями и линзами конгломератов, гравелитов, глинистых, глинисто-железистых сланцев и подразделяется на три свиты — нижнюю, среднюю и верхнюю. Шокшинский горизонт включает в себя пластовую интрузию (силл) диабазов и габбро-долеритов. На дневную поверхность габбро-долериты выходят в виде куэстообразных выступов высотой 30−40 м.

Девонские отложения залегают на шокшинских кварцито-песчаниках и отмечаются в южной и юго-западной частях района работ. Они представлены переслаивающимися пестроцветными глинами и доломитами, а также песчаниками.

Четвертичные образования широко распространены в районе и представлены ледниковыми, флювиогляциальными и озёрно-ледниковыми отложениями валдайского надгоризонта и современными аллювиальными, озёрными и болотными отложениями.

В тектоническом отношении образования Верхнего карелия образуют крупную синеклизу, осложнённую более мелкими брахисинклиналями и брахиатиклиналями; одна из наиболее крупных в районе — Шокшинская синклиналь. Кроме того, синеклиза разбита дизъюнктивными нарушениями северо-западного и северо-восточного направлений. Разломы северо-западного простирания образовали гребеноподобную структуру Онежского озера, что нашло отражение в геоморфологии района — северо-восточные склоны массива круто обрываются в сторону Онежского озера, юго-западные склоны — пологие. Результатом тектонической деятельности и связанным с нею магматизмом является образование силла габброидов.

1.2.2 Геологическое строение месторождения

Геологическая характеристика приводится по данным «о детальной разведке Рыборецкого месторождения кварцитопесчаников, проведенной в 1961 году» (И.Ф. Военушкин, Н.А. Военушкина).

Рыборецкое месторождение (западный фланг) кварцито-песчаников расположено на северо-восточном крыле синклинальной структуры и является частью общего разреза иотнийской толщи.

В геологическом строении Рыборецкого месторождения принимают участие осадочные образования верхнего протерозоя иотнийского возраста, представленные двумя верхними пачками петрозаводской свиты и нижней пачкой шокшинской свиты, залегающих между собой согласно, с выдержанным северо-западным простиранием (от 295 до 345є) и пологим юго-западным падением (5−12є, реже до 25−40є).

Нижняя пачка представлена серыми, зеленовато-серыми, темно-серыми, песчаниками и кварцитопесчаниками, мелко — крупнозернистыми.

Третья пачка сложена серыми, розовато-серыми кварцитопесчаниками с прослоями кварцитов и песчаников. Породы преимущественно средне-, крупнозернистые, реже мелкозернистые. Для второй пачки характерна более темная окраска, псаммитовая структура с типом цементации выполнения и базальным, наличие большого количества (до 10−12%) ортоклаза и микроклина.

Образования Шокшинской свиты, отмечены в западной части месторождения и представлены розовыми, серовато-розовыми средне и крупнозернистыми кварцитами и кварцитопесчаниками, близкими к кварцитам, с прослоями кварц-хлорито-слюдистых сланцев, мощностью от долей мм до 3,9 м.

В западной части участка развита интрузия габбро-диабазов, прослеженная вдоль всей западной границы. Габбро-диабазы — породы темно-серого цвета с зеленоватым оттенком, афанитовой, габбро-офитовой структур.

Мощность толщи кварцитопесчаников на разведанной площади составляет 150 м.

Характерной формой коренных выходов для кварцитопесчаников является ступенчатая и сглаженная плитообразная.

Породы разбиты на блоки различными системами трещин.

Выделены следующие основные системы:

Система пологих, пластовых трещин. Падение плоскостей трещин на юго-запад под углами 0−25є, расстояние между трещинами 0,1−2,0 м.

Система вертикальных трещин широтного направления. Расстояние между трещинами 0,3−1,0 м.

Система крутопадающих трещин (СЗ 320−335є). Падение плоскостей вертикальное или на юго-запад под углом 85є. Расстояние между трещинами 0,3- 2,0 м.

Кварцитопесчаники с поверхности практически не затронуты процессами выветривания.

Докембрийские образования перекрыты четвертичными отложениями (суглинки и супеси с гравием и валунами). Мощность четвертичных отложений колеблется от 0−1,0 м в центральной до 3,75 м и в западной части месторождения.

1.3 Гидрогеологические условия

Рельеф района Рыборецкого месторождения кварцитопесчаников представлен сравнительно пологой равниной, наклоненной в сторону Онежского озера, прослеживающейся вдоль западного берега озера в виде полосы шириной до 1,5 км. С запада равнина ограничена двумя диабазовыми кряжами с крутыми и обрывистыми восточными склонами. Высотные отметки подножья кряжей соответствуют 110−140 м. Абсолютная отметка уреза воды в озере составляет 33,7 м.

В пределах границ Рыборецкого месторождения высотные отметки уменьшаются с запада на восток от 130 м. (подножье диабазового кряжа) до 75−80 м. Конечная глубина отработки месторождения проектируемым карьером — горизонт + 64 м. Таким образом, дно карьера на 30 м. выше уровня озера, а расстояние между восточной границей карьера и Онежским озером составляет 2,4−2,6 км., что исключает возможность подтопления карьера водами озера.

По данным геологоразведочных работ (Отчет, 1962 г., Военушкин И.Ф.) на месторождении скважинами вскрыты безнапорные трещинные воды на глубинах от 4,3 до 14 м. от поверхности земли. Абсолютные отметки уровня вод по скважинам снижались от 104,3 до 79,5 м. повторяя рельеф поверхности.

Фильтрационные свойства кристаллических пород изучались до горизонта + 64 м. Коэффициент фильтрации пород в пределах месторождения по результатам пробных откачек и наливов составлял 0,0001 — 0,0003 м/сут., удельный дебит (уд. водопоглощение) -0, 0025−0,015 л/сек. Полученные параметры указывают на слабую фильтрационную способность пород, которыми сложено месторождение.

Четвертичные отложения, мощность которых в среднем составляет 1−1,5 м. и лишь в западной части достигает 3,5−3,75 м. существенного влияния на обводнение карьера не окажут.

Водопритоки в карьер будут формироваться за счет:

1. Подземных вод, заключенных в полезном ископаемом;

2. Дождевых вод;

3. Ливневых вод;

4. Воды от снеготаяния;

1) Приток воды в карьер за счет подземных вод.

По результатам геологоразведочных работ на месторождении прогнозный приток подземных вод в карьер площадью 500 000 м2 на конец отработки ожидался 24,9 м3 /сут.

По результатам пересчета притока подземных вод в проектируемый карьер площадью 271 300 м2 прогнозный водоприток составит 13,5 м3 /сут. или 0,56 м3 /час.

2) Приток воды в карьер за счет дождей.

По данным метеостанции п. Ладва из среднегодового количества осадков в виде дождей в районе месторождения выпадает 320 мм в год в течение 140 дней в году. В среднем за одни сутки выпадает 0,0023 м на 1 кв. м площади. Приток за счет дождей с учетом коэффициента испарения 0,75 и коэффициента поверхностного стока 0,9 на конец отработки карьера составит:

0,0023×271 300×0,75×0,9 = 421 м3 /сут или 17,5 м3 /час.

3) Приток за счет ливней

Ливнями считаются дожди со средней суточной нормой осадков более 15 мм. Среднее многолетнее суточное количество ливневых осадков составляет 16,4 мм.

Прогнозные притоки в карьер с учетом ливней составят: 0,0164×271 300×0,75×0,9 = 3000 м3 /сут или 125 м3 /час.

Ливни явление редкое на данной территории

4) Приток за счет снеготаяния

Максимальная высота снежного покрова 0,39 м. при средней плотности снега 0,31. Средняя продолжительность снеготаяния — 25 дней. Интенсивность снеготаяния составит 0,39×0,31/ 25 = 0,0048 м /сут. Коэффициент, учитывающий степень удаления снега от карьера при ведении горных работ — 0,5. Водоприток за счет снеготаяния на конец отработки составит:

0,0048×271 300×0,5×0,75×0,9 = 440 м3 /сут или 18,3 м3 /час.

Составляющие возможного водопритока в карьер на конец отработки приведены в таблице 1.1.

Таблица 1. 1

Составляющая водопритока

м3 /сут

м3 /час

Подземные воды

13,5

0,56

Дожди

421,0

17,5

Ливни

3000,0

125,0

Снеготаяние

440,0

18,3

Расчет суммарного годового объема дождевых и талых вод проведен по формуле (СниП 2. 04. 03. — 85)

W = 10 H, а F = 10×640×0,9×27,13 = 156 270 м3 /год

Где H — слой жидких смешанных осадков, мм/год.

F — водосборная площадь, га.

а- коэффициент поверхностного стока.

Следует отметить, что наблюдение за притоками в существующий карьер на горизонте + 74 м. не проводилось, также как и специальных мероприятий по водоотведению.

1.4 Запасы полезного ископаемого

Месторождение представлено двумя участками: западным и восточным, разделенными автодорогой. Западная часть участка детально разведена по категориям, А + В + С1 до горизонта + 64 м., а запасы восточного участка оценены по категории С2 до горизонта + 40 м.

На основании проведенных в 1961 г. геологоразведочных работ на месторождении выявлены и утверждены ТКЗ запасы кварцито-песчаников, габбродиабазов и сланцев по состоянию на 1. 01. 1962 г.: в следующих количествах:

Категории, А — 2037,5 тыс. м3 (в т.ч. сланцев 11,5 тыс. м 3);

Категории В — 4919,2 тыс. м3 (в т.ч. сланцев 71,8 тыс. м 3);

Категории С1 — 9833,5 тыс. м3 (в т.ч. сланцев 61,8 тыс. м 3);

Итого кат. А +В +С1 в количестве 16 790 тыс. м3 (в т.ч. сланцев 145,1 тыс. м 3) и кат. С2 в количестве 6175 тыс. м 3. Запасы кат. А +В + С1 подсчитаны до горизонта + 64 м., кат. С2 до горизонта + 40 м (на второй площади).

Промышленные запасы на площади карьера ранее были частично отработаны.

Запасы кварцито-песчаников месторождения Рыборецкое утверждены протоколом заседания ТКЗ при Комитете природных ресурсов по республике Карелия № 44−03 от 23. 12. 2003 г. и составляют по категориям:

А — 1070,0 тыс. м 3;

В — 2921,0 тыс. м 3;

С1 — 7639,5 тыс. м 3;

А +В +С1 — 11 630,5 тыс. м 3;

С2 — 5773,0 тыс. ;

В настоящее время ООО «Карелкамень» завершило оценку западной части месторождения Каккаровское, которое в перспективе планируется использовать в качестве сырьевой базы для производства щебня на проектируемой ДСУ. Геологический отчет по оценке Каккаровского месторождения габбродиабаза прошел госэкспертизу с утверждением запасов в количестве 40 184,6 тыс. м 3 (по категориям В и С1).

1.5 Минеральный и химический состав

Основной состав и вид минералов и габбро-диабаза и кварцито-песчаников представлен в таблице 1.2.

Таблица 1. 2

Минералы

Содержание, %

кварцито-песчаники

габбро-диабазы

Плагиоклаз

0,41

26,1−46,4

Пироксен

-

13,0−28,9

Магнетит

3,3

2,8−10,9

Калиевый полевой шпат

56,7

9,3−21,85

Кварц

23,9

0−4,1

Кварц-ортоклазовые микропегматитовые срастания

-

0−12,6

Амфибол

12,6

5,0−14,0

Биотит

3,4

0,7−1,3

Хлорит

-

-

Апатит

0,2

0,6−0,9

Сфен

-

-

Эпидот + клиноцоизит

-

-

1.6 Физико-механические свойства

Изучение физико-механических свойств кварцито-песчаников и габбро-диабазов, лабораторные испытания по определению эффективной активности естественных радионуклидов и петрографические исследования проведены в лаборатории ИГ КНЦ РАН. Качественные показатели щебня из кварцито-песчаников оценивались на соответствие требованиям ГОСТ 8267–93 «Щебень и гравий из плотных горных пород для строительных работ», ГОСТ 25 607–94 «Смеси щебеночно-гравийно-песчаные для покрытий и оснований автомобильных дорог и аэродромов».

Таблица 1. 3

Наименование

Значение

Примечание

1. Плотность, т/м3

2,58−3,09

2. Объемная масса, т/м3

ср. 2,9

3. Коэффициент разрыхления

1,5

4. Насыпная плотность, т/м3

1,7

5. Предел прочности при сжатии, МПа:

— в сухом состоянии

940−2300

— в водонасыщенном состоянии

860−1440

— после замораживания

890−1200

6. Морозостойкость

F- 1ОО, F-50

7. Водопоглощение, %

0,25−0,42

8. Марка по дробимости щебня

1200

9. Содержание зерен слабых пород, %

1,59−3,46

10. Содержание глинистых частиц, %

0,07−0,09

11. Содержание SiO2, %

0,01

12. Влажность, %:

— естественная;

1−3

2. Горная часть

2.1 Современное состояние горных работ и перспективы развития предприятия

Состояние горных работ в карьере на текущий момент

Рыборецкое месторождение кварцито-песчаников разрабатывалось с 1961 года, а с 1997по 2002 год разработка его не велась. С 2002 года разработку месторождения производит ООО «Карелкамень».

ООО «Карелкамень» является сложившимся предприятием разрабатывающим «Рыборецкое» месторождение кварцито-песчаников с 2002 года. На данный момент в карьере ведутся горные работы в северо-западной части месторождения на горизонте с абсолютной отметкой +94,0 м. Разработка карьера ведётся одним добычным уступом высотой до 10,0 метров, и одним вскрышным уступом.

Добычные работы производятся с предварительным рыхлением массива буровзрывным методом скважинными зарядами. Разрыхленная горная масса грузится с помощью экскаватора ЭКГ-5А прямая лопата в автосамосвалы и транспортируется в приёмный бункер дробильно-сортировочной установки. Переработанный щебень вывозится на буферные склады для временного складирования готовой продукции в отсутствии навигации и причал в период отгрузки продукции потребителям.

Вскрышные породы удалены на большей части месторождения, оставшийся объём вскрыши, по данным маркшейдерского замера, составляет 48,5 тыс. м3. Отвал вскрышных пород размещается вдоль западной границы карьера за пределами горного отвода в пределах земельного отвода предприятия.

Вскрышные работы ведутся с помощью экскаватора «Volvo360» с последующей транспортировкой вскрыши во внешний отвал.

В настоящее время на карьере закончены горно-капитальные работы, в июне 2007 года сдана в эксплуатацию ДСУ фирмы «Sandvik».

2.2 Перспективы развития предприятия

Выход на проектную мощность ДСУ «Sandvik» согласно п. 2.2.4. [5], должен быть достигнут в течение 2-х лет, производительность карьера на этот период принимается:

— 1 год (64% от проектной производительности) — 230,0 тыс. м3 горной массы;

— 2 год (100% от проектной производительности) — 360,0 тыс. м3 горной массы.

В настоящем дипломном проекте рассмотрена отработка месторождения на 15-ти летний период до горизонта + 64 м, при той же годовой производительности карьера по добыче полезного ископаемого, исходя из следующих расчётов:

— При отработке месторождения оптимальным решением для обеспечения наиболее полного извлечения запасов и минимальных потерь минерального сырья являлось бы внешнее заложение бортов карьера. Однако, в связи с тем, что участок работ ограничен по периметру лесными землями, разработку месторождения предусматривается производить с внутренним (северный борт) и частично с внешним заложением бортов карьера в пределах земельного отвода.

— Удаление вскрышных пород, в соответствии с требованиями, предусматривается с учётом оставления на кровле полезного ископаемого предохранительной бермы шириной не менее 6,0 м.

— При эксплуатации месторождения предполагается проведение эксплуатационных геологоразведочных работ для прироста запасов к западной и северной границам месторождения то, в период разработки предусматривается постановка в конечное положение только восточного борта карьера, путём сдваивания добычных уступов, оставления между сдвоенными уступами бермы безопасности шириной 10,0 метров

(согласно требованиям норм технического проектирования), при этом вскрышной уступ совмещается с добычным.

— Угол откоса уступов в конечном положении (угол погашения уступов) составит 70є, согласно данным, что обеспечит долговременную устойчивость бортов карьера. Угол откоса рабочих бортов и бортов, не поставленных в конечное положение, согласно требований п. 51[1], принимаем равным 80є.

Учитывая то, что месторождение будет доразведываться, при отработке горизонтов необходимо оставлять вдоль рабочих бортов бермы шириной равные ширине минимальной рабочей площадки на уступе. Таким образом, принимая во внимание всё вышеизложенное, разработка месторождения в пределах данного горного отвода возможна на шести 10-ти метровых уступов до горизонта +6 4 м.

План отработки месторождения на конец первого периода (конец 15-го года) с разрезами и въездными траншеями приведён на чертеже 90 500−4-ЗУОГР-ДП-4, листе 4. Вследствие внутреннего заложения восточного борта карьера будут иметь место эксплуатационные потери 1-ой группы.

Баланс запасов полезного ископаемого, нормативных потерь и вскрышных пород на весь период разработки месторождения приведены в таблице 2.1.

Таблица 2. 1

Наименование показателей

Ед. изм.

Количество

1. Геологические балансовые запасы месторождения на 01. 01. 07 г.

тыс. м3

13 652

2. Геологические запасы, вовлекаемые в разработку

тыс. м3

5408,4

3. Эксплуат-ные потери в восточном борту карьера

тыс. м3

516,4

4. Промышленные запасы месторождения, вовлекаемые в разработку

тыс. м3

4892

5. Коэф. потерь балансовых запасов при разработке

0,08

6. Коэф. извлечения полезного ископаемого из недр

0,920

7. Объём извлекаемых вскрышных пород

тыс. м3

48,5

8. Эксплуатационный коэффициент вскрыши

м3/м3

0,007

Превышение коэффициента эксплуатационных потерь первой группы, 8% вместо допустимых 5% согласно требованиям норм технического проектирования карьеров, объясняется тем, что в отработку на первом этапе вовлечены не все разведанные и утверждённые запасы полезного ископаемого, а только 47% от них. При дальнейшей разработке месторождения, вследствие внешнего заложения северного и западного бортов карьера, потерь балансовых запасов в них не предусматривается, а, следовательно, общий по месторождению коэффициент эксплуатационных потерь первой группы не превысит нормативного.

2.3 Режим работы и основные показатели горных работ

2.3.1 Режим работы предприятия

Так как отгрузка готовой продукции возможна только водным транспортом, то работа предприятия приурочивается к сезону навигации, который длится с мая по ноябрь.

Кроме того, разработка карьера в зимний период ведёт к увеличению затрат на производство, и существуют температурные ограничения (до — 15єС) оговоренные производителем дробильно-сортировочного оборудования. Наиболее холодными месяцами являются январь и февраль.

Учитывая всё вышеперечисленное, принимаем режим работы предприятия — сезонный,

с марта по декабрь включительно, в течение 10-ти месяцев 300 дней в году. График работы — 2 смены по 12 часов.

Так как на момент сдачи карьера в эксплуатацию вскрышные работы проведены на большей части месторождения и обеспеченность подготовленными запасами составляет не менее 2-х лет, что видно на плане карьера (лист 1). Кроме того, учитывая погодные условия и основной период выпадения осадков, принимаем ведение вскрышных работ в одну 12-ти часовую смену с июня по сентябрь включительно продолжительностью 120 смен. Данные по режиму работы и производительности карьера приведены в таблице 2.2.

Таблица 2. 2

Показатели

Единицы измерения

Добыча

Вскрыша

1. Годовая производительность

тыс. м3/тыс. т

360/950 400

48,5/97

2. Число рабочих дней в году

дни

300

120

3. Число смен в сутки

смены

2

1

4. Сменная производительность

м3/т

600/1584

404,2/808,4

5. Продолжительность смены

ч

12

12

6. Часовая производительность

м3/т

50/132

33,7/67,4

2.3.2 Календарный план горных работ

Положение горных работ на начало 2007 года и конец 15-го годов отработки месторождения приведены соответственно на чертежах 90 500−4-ЗУОГР-ДП-5 и 90 500−4-ЗУОГР-ДП-4.

Объёмы горных работ по годам и горизонтам отработки представлены в таблице 2.3.

Таблица 2. 3

Наименование работ

Объём, тыс. м3

В том числе по годам, тыс. м3

1

2

3

4

5

6ч10

11ч15

Добычные: — гор. + 114,0 м

243,5

230,0

13,5

-

-

— гор. + 104,0 м

443,98

-

346,5

97,48

-

— гор. + 94,0 м

606,24

-

-

262,52

-343,72

-

— гор. + 84,0 м

722,7

-

-

16,28

360,0

346,42

— гор. + 74,0 м

752,42

-

-

-

-

-

-752,42

-гор + 64,0 м

2123,01

-

-

-

-

-

701,16

1421,9

Итого:

4891,85

230,0

360,0

360,0

360,0

360,0

1800,0

1421,9

Вскрышные

48,5

48,5

-

-

-

-

-

-

2.3.3 Основные показатели по горным работам

Основные показатели по горным работам на 15-ти летний период разработки месторождения сведены в таблице 2.4.

Таблица 2. 4

Наименование показателей

Ед. изм.

Величина

1. Общие показатели

1.1 Геологические балансовые запасы м-ния на 1. 01. 07

тыс. м3

13 652

1.2 Геологические запасы, вовлекаемые в разработку

тыс. м3

5408,4

1.3 Эксплуатационные потери в восточном борту

тыс. м3

516,4

1.4 Промышленные запасы, вовлекаемые в разработку

тыс. м3

4892

1.5 Коэф. потерь балансовых запасов при разработке

0,080

1.6 Коэф. извлечения полезного ископаемого из недр

0,920

1.7 Объём вскрышных пород

тыс. м3

48,5

1.8 Эксплуатационный коэффициент вскрыши

м3/м3

0,007

2. Производительность и режим работы карьера

2.1 Годовая производительность

— по добыче

— по вскрыше

тыс. м3

360,0

48,5

2.2 Рассматриваемый период разработки карьера

лет

19

2.3 Число рабочих дней в году — на добыче

— на вскрыше

дн.

300

120

2.4 Число рабочих смен в сутки

— на добыче

— на вскрыше

см.

2

1

2.5 Продолжительность смены, — на добыче

— на вскрыше

ч

12

12

3. Показатели и параметры системы разработки

3.1 Высота добычного уступа

м

10,0

3.2 Высота развала взорванной горной массы

м

10,1

3.3 Ширина рабочей площадки

м

54,0

3.4 Угол откоса рабочего борта

гр.

80,0

3.5 Угол откоса нерабочего борта

гр.

70,0

3.6 Угол откоса борта карьера в конечном положении

гр.

58,0

2.4 Система разработки и комплексная механизация горных работ

2.4.1 Выбор системы разработки карьера

При разработке Рыборецкого месторождения принята поуступная система разработки с углубкой карьера комбинированными (продольными и поперечными) заходками с горизонтальными уступами и внешним отвалообразованием.

Основные параметры системы разработки определены в соответствии с «Едиными правилами безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом» и «Нормами технологического проектирования предприятий промышленности нерудных строительных материалов».

2.4.2 Определение элементов системы разработки

Разработку карьера предусматриваем вести горизонтальными уступами, высота которых определяется в соответствии с параметрами применяемого горного оборудования и условиями обеспечения безопасности ведения горных работ.

Исходя из данных п. 2.2. угол откоса рабочих добычных уступов б = 80є, а угол откоса нерабочих уступов Ь = 70є, угол откоса борта карьера в конечном положении в = 58є.

Высота добычных уступов принята Н=10,0 м, что обеспечивает высоту развала взорванной горной массы Нр. =13,5 м. Высота развала не превышает высоту черпания предусмотренного к применению экскаватора ЭКГ-5А.

Минимальная ширина рабочей площадки в соответствии с п. 53 определяется из условия безопасного расположения на ней горного и транспортного оборудования и транспортных коммуникаций.

Минимальная ширина рабочей площадки составляет:

Шрп = Во + с + Шд + m + Шв + ?, м, (2. 1)

где: Во — ширина развала от его нижней бровки до нижней бровки уступа в целике, Во = 33,3 м;

с — расстояние от развала горной массы до автодороги (ширина обочины),

с = 2,5 м;

Шд — ширина проезжей части автодороги, Шд = 13 м;

m — расстояние от края проезжей части до нижней бровки

предохранительного вала, m = 1,0 м;

Шв — ширина предохранительного вала:

Шв =2,5 Ч hв = 2,5 Ч 1,0 = 2,5 м,(2. 2)

где: hв — высота предохранительного вала, hв = 1,0 м;

? — расстояние от нижней бровки предохранительного вала до верхней бровки откоса уступа,? = 2,0 м.

Имеем:

Шрп = 33,3 + 2,5 +13 + 1,0 + 2,5 + 2,0 = 54,2 м.

Проверим полученное значение на возможность кольцевого разворота автотранспорта в конце тупиковых автодорог в соответствии с п. 5. 50. :

Шрп = 2,5 Ч Rа/с + 2 Ч с', м,(2. 3)

где: Rа/с — минимальный радиус разворота автосамосвала, для БелАЗ-7523

Rа/с = 10,2 м (приложение 16 [5]);

с' - минимальное расстояние между автосамосвалом и уступом,

с' = 1,0 м;

54,2 м? 2,5 Ч 10,2 + 2 Ч 1,0

54,5 м? 27,5 м

Минимальная ширина рабочей площадки соответствует условию безопасного расположения на ней горного и транспортного оборудования и транспортных коммуникаций.

Принимаем минимальную ширину рабочей площадки равной 54,2 м.

Ширину площадки на кровле нижнего подуступа, на которой располагается экскаватор, принимаем равной ширине экскаваторной заходки, что составит 13,5 м.

Ширина траншей должна быть не менее ширины рабочей площадки без учёта ширины развала взорванной горной массы, то есть не менее 21,0 м.

Параметры основных элементов разработки карьера на примере первого горизонта приведены в таблице 2.5.

Таблица 2. 5

Основные элементы

Ед. изм.

Параметры элементов

проектные

фактические

Отметка рабочих горизонтов:

— вскрышной

— добычной +114,0 м

м

По рельефу кровли

+ 114,0

По рельефу кровли

+ 114,0

Высоты уступов по горизонтам:

— вскрышной

— добычной + 114,0 м

м

до 2,0

до 10,0

до 2,0

до 10,0

Высота развала горной массы

м

26

26

Углы откосов уступов:

— вскрышной

— добычной

град.

30

80

30

80

Угол откоса в развале горной массы

град.

50

50

Минимальная ширина рабочих площадок:

— на вскрышном горизонте

— на добычном горизонте + 114,0 м

м

22,0

54,2

200,0

100,0

2.4.3 Структура и элементы комплексной механизации

Комплекс горного производства при эксплуатации карьера включает в себя следующие технологические процессы:

— вскрышные работы;

— буровзрывные работы по рыхлению полезного ископаемого;

— экскавация взорванной горной массы;

— транспортирование полезного ископаемого и вскрыши;

— отвалообразование.

Добычные работы предусматривается вести с предварительным рыхлением массива буровзрывным способом, методом скважинных зарядов.

Для бурения скважин принимаем буровой станок шведской фирмы «Атлас-Копко» ROC-L6 с диаметром долота 115 мм. Дробление негабарита предусматриваем осуществлять гидромолотом.

Взрывные работы производятся специализированной подрядной организацией по графику, в соответствии с требованиями и проекту.

Погрузку горной массы предусматривается производить экскаватором «ЭКГ-5А» прямая лопата с ковшом ёмкостью 5,4 м3. Горная масса отгружается в автосамосвалы «БелАЗ-7523» (грузоподъёмностью 40 т) или «БелАЗ-7522» (грузоподъёмностью 30 т).

В связи с небольшой мощностью вскрыши её удаление предусматривается производить с предварительным перемещением бульдозером ДЗ-171 в навалы. Отгрузка с навалов производится погрузчиком «Caterpillar-988». Вскрышные породы отгружаются в автосамосвал «БелАЗ-7522» и транспортируются в отвал.

Вскрышные породы предусматривается складировать во внутреннем одноярусном бульдозерном отвале, расположенном в северной части земельного отвода за границами горного отвода.

Элементы системы разработки приведены на чертеже 90 500−4-ЗУОГР-ДП-6.

2.5 Вскрытие рабочих горизонтов карьера

Учитывая, что запасы месторождения предполагается доразведать в процессе эксплуатации карьера, а значит, для дальнейшей разработки горизонтов в направлении прироста запасов полезного ископаемого необходимо оставить на горизонтах минимальные по ширине рабочие площадки, в пределах данного горного отвода разработка возможна только на пять добычных уступов до отметки +64,0 м. Далее необходимо решать: либо доразведать запасы полезного ископаемого и расширить границы горного и земельного отводов на север, запад и юго-запад; либо дорабатывать месторождение в пределах данного горного отвода с погашением вскрытых уступов и углублением карьера до разведанной отметки — горизонта +44,0 м, что составит ещё два уступа.

Принимая во внимание вышесказанное, разработку месторождения, в рассматриваемый 15-летний период, возможно вести 5-ю добычными уступами с отметками рабочих горизонтов +114,0 м, +104,0 м, +94,0 м, +84,0 м, 74,0 м и одним вскрышным уступом, отметка подошвы которого совпадает с рельефом кровли полезного ископаемого. Горизонты отрабатывается последовательно.

В связи с тем, что в настоящее время добычные работы ведутся в северо-западной части карьера на горизонте +94,0 м, вскрытие данного горизонта не требуется. Продвижение фронта работ на горизонте +94,0 м планируется в южном и северо-западном направлениях.

Вскрытие нижележащих горизонтов планируем осуществлять системой поступательных внутренних траншей.

В северной части, у границы горного отвода подошва добычного горизонта +114,0 м выйдет на дневную поверхность и совпадёт с рельефом кровли полезного ископаемого, что удобно, вместе с близким расположением приёмного бункера ДСУ, для проходки врезной траншеи и вскрытия нижележащего горизонта с отметкой +64,0 м. Вскрытие горизонта +64,0 м осуществляем траншеей впоследствии преобразуемой в полутраншею (внутреннего заложения с организацией автомобильного съезда, с уклоном 0,006 промили) пройденной по восточному борту карьера. Ширину основной въездной траншеи принимаем (впоследствии полутраншеи) в соответствии с принятым видом оборудования равной ширине однополосной автодороги с учётом предохранительного вала, по данным для наших условий ширина дороги Шд = 19,5 м. По данным и в соответствии с требованиями принимаем продольный уклон для вскрывающих траншей = 80‰, тогда длина траншеи составит — 187,5 м. Транспортную связь с горизонтом +64,0 м предусматриваем осуществлять по траншее и далее по карьерным автодорогам, пройденным по поверхности горизонта +76,0 м.

Ввод в разработку гор. +64,0 м согласно таблице 2.3. планируется в конце 8-го года. Продвижение фронта добычных работ на этом горизонте планируется в западном и южном направлениях.

Вскрытие горизонта +64,0 м предполагается осуществлять траншеями, пройденными в северо-восточной части карьера. Параметры этих и последующих траншей принимаются аналогичными траншее, пройденной на гор. +74,0 м.

Ввод в эксплуатацию гор. +74,0 м планируется на конец 6-го года. Продвижение фронта добычных работ на гор. +74,0 м и +64,0 м планируется в южном направлении.

Горные работы в карьере предусматривается вести продольными и поперечными заходками с параллельным многосторонним продвижением фронта работ.

Положение горных работ на конец рассматриваемого в проекте периода приведено на чертеже 90 500−4-ЗУОГР-ДП-4.

2.6 Технология и механизация производственных процессов вскрышных и добычных работ

2.6.1 Добычные работы

Полезное ископаемое представлено крепкими скальными породами объёмной плотностью 2,64 т/м3; IX-X категории крепости по СНиП — 1982 г.; коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова (f) — 13.

2.6.1.1 Подготовка горной массы к выемке

Так как полезное ископаемое относится к весьма крепким горным породам с f = 13, то подготовка горной массы к выемке возможна только буровзрывным способом.

На карьере принят буровзрывной способ методом наклонных скважинных зарядов. Бурение скважин осуществляется буровым станком фирмы «Атлас-Копко» ROC-L6 с диаметром долота 115 мм. Угол наклона скважины соответствует углу откоса уступа — 80є.

Для обеспечения угла погашения уступов предусматриваем проводить контурное взрывание путём бурения скважин под углом 70є с расстоянием между скважинами 2,5 м и уменьшения величины заряда в скважине в 1,3 раза.

Годовой объём обуриваемого и взрываемого полезного ископаемого соответствует годовой производительности карьера — 360,0 тыс. м3 в плотном теле.

Разделку негабарита предусматривается осуществлять гидромолотом.

Взрывные работы производятся специализированной подрядной организацией ООО «Карелвзрывпром», имеющей лицензию на данный вид деятельности. Хранение и доставка взрывчатых веществ обеспечиваются этой же организацией.

2.6.1.2 Буровые работы

Бурение скважин осуществляется буровым станком фирмы «Атлас-Копко» ROC-L6 с погружным пневмоударником СОР-44 и диаметром долота 115 мм. Буровой станок самоходный на гусеничном ходу с дизельным двигателем, системой гидродомкратов для выставления станка в горизонтальное положение, выносной мачтой на шарнирно-сочленённой стреле с гидроприводом, что позволяет бурить скважины под любым углом от 0 до 90 градусов. Станок имеет трёхстадийную аспирационную установку для пылеподавления. Погружной пневмоударник обеспечивает техническую скорость бурения по данному полезному ископаемому равную 0,64 м/мин. На мачте имеется кассета для буровых штанг ёмкостью на шесть штанг длиной по 4 и 5 метра с автоматической системой сборки-разборки бурового става. Буровые коронки (долота) армированы твёрдосплавными штырями впаянными в рабочую поверхность долот. Средняя проходка долота между заточками составляет 30 метров. Заточка долот производится на специальном станке с применением шаблонов. Проходка одним долотом (срок службы) составляет 200ч300 метров.

Обуривание размеченных блоков осуществляется без закрепления за экскаватором, бригадным методом по скользящему графику в две смены. На время ремонтов, ТО и проведения массовых взрывов станок удаляется из карьера на промплощадку. Блоки под бурение размечаются маркшейдерской службой с указанием глубины бурения каждой скважины и по окончании буровых работ этой же службой принимаются. Устья скважин перекрываются защитными колпаками.

Годовой, месячный объём, сменная производительность, а так же другие основные показатели буровых работ приведены в таблице 2.6.

Таблица 2. 6

Основные показатели буровых работ

Ед. изм.

Значения

Годовая производительность (с учётом 10% потерь скважин)

п/м

42 540

Кол-во рабочих дней в году

300

Средняя суточная производительность

п/м

141,8

Кол-во смен

2

Средняя сменная производительность

п/м

70,9

Месячный объём бурения

п/м

4254

Продолжительность смены

час

12

Сетка скважин

м

3,7Ч3,7

Глубина скважин на гор. +114,0 м

м

от 3,0 до 11,5

Глубина скважин на нижележащих горизонтах

м

11,5

Глубина перебура

м

от 1,0 до 1,5

Угол наклона скважин

град.

80

Диаметр скважин

м

0,115

Списочное кол-во станков

шт

1

2.6.1.3 Взрывные работы

Качеству буровзрывных работ уделяется особое внимание, и основной задачей является подбор оптимального сочетания всех факторов для получения качественной горной массы, так как это, в конечном итоге, напрямую влияет на все последующие технологические процессы и результат работы карьера в целом. Кондиционным считается кусок горной массы, любая из сторон которого не превышает 900 мм, всё что выше — относится к негабариту и подлежит дополнительной разделке. Выход негабарита не должен превышать 5% от общего количества взорванной горной массы. На каждый массовый взрыв блока составляется проект производства буровзрывных работ, в котором указывается тип ВВ, конструкция заряда в скважине, схема коммутации, направление и место инициирования, размеры блока, общий расход ВВ, средства взрывания, основные мероприятия по технике безопасности.

До 2007 года при проведении взрывных работ на карьере использовались следующие ВВ:

— для обводнённых скважин применялся «Граммонит 30/70»;

— для сухих скважин применялся «Граммонит 79/21».

В качестве основного метода взрывания принимается метод вертикальных скважинных зарядов при многорядном их расположении и короткозамедленном взрывании.

При отработке уступа в его граничном положении бурятся оконтуривающие скважины с углом наклона 70 градусов для придания нерабочим бортам карьера проектного угла откоса.

При основном взрывании применяются сплошные удлинённые скважинные заряды с забойкой инертным материалом (отсевом дробления). При длине заряда более 6 м. для инициирования основного заряда устанавливаются два боевика, один в нижней части на уровне подошвы уступа, другой в верхней части на уровне 0,5−1,0 м от верхней кромки заряда.

Короткозамедленное взрывание скважинных зарядов осуществляется электрическим способом с применением детонирующего шнура, пиротехнических реле и электродетонаторов мгновенного и короткозамедленного действия.

С 2007 года применяется эмульсионное ВВ «Сибирит-1200». При использовании данного ВВ применяется сплошной заряд. Не допускается образование в заряде воздушных, водных промежутков или породных пересыпок. В качестве промежуточных детонаторов применяются шашки-детонаторы Т-400Г или патроны аммонита 6ЖВ общей массой не менее 400 грамм, которые инициируются неэлектрическими волноводными системами инициирования «Эделин», поверхностная сеть монтируется из детонирующего шнура ДШЭ-12. Для дублирования внутрискважинной сети в скважину устанавливаются два промежуточных детонатора. Схема конструкции заряда приведена на рис. 1.

Схема конструкции заряда ЭВВ «Сибирит-1200»

Рис. 1.

Сравнивая результаты качества получаемой горной массы, следует отдать предпочтение ЭВВ «Сибирит-1200» с наклонными скважинами и трапециевидной схемой вруба. Так как:

— уменьшился выход негабарита;

— дробление стало более равномерным (усреднился кусок);

— уменьшилась высота развала горной массы;

— снизилось количество и глубина заколов в массив, борта по отбитому

пространству стали более ровными;

— улучшилась проработка подошвы;

— снизилось время проведения массового взрыва;

— за счёт увеличения сетки скважин при том же объёме отбиваемой от массива горной массы объём буровых работ снизился на 8,5%.

Всё вышесказанное положительным образом повлияло на ведение горных работ в карьере: улучшились условия экскавации, снизились износ и частота поломок горного оборудования, улучшились транспортные условия, снизилась нагрузка на узел первичного дробления ДСУ, и т. д. Как следствие, повысилась производительность карьера в целом, и улучшились условия и безопасность труда.

Проведём проверочный расчёт для обоснованности применения эмульсионного ВВ «Сибирит-1200».

Определим удельный расход эталонного ВВ.

Для определения удельного расхода эталонного ВВ, необходимого для разрушения единицы объёма данной горной породы воспользуемся эмпирической формулой предложенной акад. Ржевским В. В. :

qэ = 0,2 Ч (усж + усдв + ураст) + 2 Ч г, г/м3,(6. 1)

где: усж — предел прочности горной породы на сжатие, по данным геологического отчёта, средняя величина усж = 230,0 МПа;

усдв — предел прочности горной породы на сдвиг, по данным геологического отчёта [4], средняя величина усдв = 35,5 МПа;

ураст — предел прочности горной породы на растяжение, по данным геологического отчёта, средняя величина ураст = 19,7 МПа;

г — плотность горной породы, г = 2,9 г/см3.

Подставив значения, имеем:

qэ = 0,2 Ч (230 + 35,5 + 19,7) + 2 Ч 2,9 = 62,84 г/м3.

Данная горная порода относится к 5-му классу — исключительно трудновзрываемые горные породы, по данным стр. 94 [11].

Определим расчётную линию наименьшего сопротивления по подошве.

Воспользуемся формулой:

W = 0,9 Ч v (p: q) = 0,9 Ч v (12,97: 0,75) = 3,74 м? 3,7 м,(6. 2)

где: p — вместимость одного погонного метра скважины,

p = 7,85 Ч d2 Ч? = 7,85 Ч 1,152 Ч 1,25 = 12,97 кг/м,(6. 3)

где: d — диаметр скважины в дециметрах, d = 1,15 дм;

? — плотность заряжания ВВ, кг/дм3. По данным таб.7.7 [9] для ЭВВ «Сибирит-1200»? = 1,25 г/см3;

q — удельный расход ВВ, необходимый для разрушения 1,0 м3 горной породы,

q = qэ Ч kвв = 0,6284 Ч 1,2 = 0,82 кг/м3,(6. 4)

где: kвв — поправочный коэффициент для данного ВВ. По данным таб.7.3. [9] для ЭВВ «Сибирит-1200» kвв = 1,20.

Руководствуясь рекомендациями п. 9.6 и п. 9.9 примем наклонные скважины параллельные откосу уступа (угол наклона — 80є), что позволит иметь равное удаление обнажённой боковой поверхности уступа от центра заряда, потребует меньших затрат энергии на разрушение и перемещение отделяемой горной массы от массива, и обеспечит более равномерное её дробление.

Проверим выбор ЛНС по условиям безопасности:

Wбез? W = 3,7 м > с = 2,0 м,(6. 5)

где: с = 2,0 м — минимальное допустимое безопасное расстояние от верхней бровки уступа до бурового станка п. 73 [1].

Так как условие безопасности выполняется, принимаем расстояние от верхней бровки уступа до первого ряда скважин равным W = 3,7 м.

Определим сетку скважин a Ч b.

ПоказатьСвернуть
Заполнить форму текущей работой