Проект разработки Олимпиадинского золоторудного месторождения на примере участка Восточный

3.2 Система разработки

Под системой разработки месторождения понимается определенный порядок выполнения горно-подготовительных, вскрышных и добычных работ. В условиях данного карьера принятая система разработки должна обеспечивать безопасную, экономичную и наиболее полную выемку кондиционных запасов полезного ископаемого при соблюдении мер по охране окружающей среды.

Рудное тело данного месторождения имеет неоднородные размеры и форму, усреднённый угол падения равен 70о к горизонту, следовательно, данное рудное тело по углу падения относится к крутопадающим. Целесообразно принять для разработки данного месторождения углубочную кольцевую систему разработки с перемещением автомобильным транспортом пород вскрыши во внешние отвалы и добытой руды в спецотвалы окисленной и первичной руды.

Окисленная руда прослежена на глубину 490 метров от поверхности земли. Неокис­ленная руда прослежена на глубину до 900 метров от поверхности земли, при этом разведочные скважины, пробуренные на эту глубину, из руды не вышли. Карьер достигнет отметки –120 метров, учитывая что въезд на него находится на горизонте +630 метров его глубина достигнет 750 метров.

Таблица 3.4

Параметры системы разработки

Ширина рабочих площадок:

Минимально допустимая ширина рабочей площадки уступов зависит от размеров выемочных машин, вида карьерного транспорта схемы движения транспортных средств, крепости пород.

Шрп = В + Т + S + С + Z+F, м,                                                    (3.6)

где В – ширина развала взорванных пород, м.

Т – ширина транспортной полосы, м:

Т = 2×(Ша/с + у)+х, м,                                                         (3.7)

где Ша/с – ширина автосамосвала, Ша/с = 6100 мм;

у – ширина предохранительной полосы, у = 0,6 м;

х= 0,5+0,005v

v-скорость движения машин

х=0,5+0,005×40=0,7

Т = 2×(6,1 + 0,6)+0,7 = 14,1 м

S - безопасное расстояние от транспортной полосы до полосы безопасности, м, S = 2 м;

С – горизонтальное расстояние от транспортной полосы до подошвы уступа, м, С = 3 м;

Z – полоса безопасности:

Z = Ну (ctg j – ctg άр), м,                                                       (3.8)

где j – угол устойчивого откоса, j = 60°;

άр – угол рабочего угла откоса уступа, άр = 75°;

Z = 10× (ctg 50° - ctg 60°) = 3 м

F – расстояние для размещения дополнительного оборудования

Шрп = 35 + 14,1+ 2 + 3 + 3+10 = 67 м.

среднегодовое понижение горных работ, м                        40

·                    нормативы:         потерь, %                                                 3

разубоживание, %                                                      8

Применяемое выемочное оборудование на вскрышных и добычных работах – карьерные экскаваторы ЭКГ - 10.

Транспортировка горной массы осуществляется автосамосвалами, БелАЗ 7519. На бурении взрывных скважин применяются буровые установки СБШ-250 МНА.

3.3 Схема вскрытия

Принимаем способ вскрытия с заложением внутренней капитальной траншеи. Схема вскрытия определена с учетом рельефа поверхности, а также горно-геологических условий. Принятая схема вскрытия обеспечивает минимальное расстояние транспортирования горной массы, обеспечивает наименьший водоприток.

Суммарная протяженность фронта горных работ при подготовке горизонтов разрезными траншеями принимается не менее - 600 м.

Длина фронта на один экскаватор при этом в среднем составит 300 м. После подготовки горизонта он отрабатывается полностью до границ промежуточного или конечного контура участка.

Проведение траншей производится экскаватором ЭКГ-10 продольным забоем с тупиковой подачей транспорта. Технологическая схема при проведении работ по формированию разрезных траншей экскаватором ЭКГ-10 приведена на рис. 3.1.

Время на горно-подготовительные работы горизонта составит 1-1,5 месяца. Конструктивные размеры элементов рабочих площадок для экскаватора ЭКГ-10 представлены на рис.3.1.

Размер рабочей площадки при работе с применением взрывных работ может меняться в большую и меньшую сторону в зависимости от величины развала взорванной горной массы, которая в свою очередь зависит от числа рядов скважин и схемы коммутации и диаметра скважины.

При ведении горных работ расстояние по горизонтам между буровыми станками, расположенными на двух смежных по вертикали уступах, должно составлять не менее 20 м, между экскаваторами – не менее 2-кратной величины наибольших радиусов черпания. Высоту рабочего уступа принимаем равную 10 метров, а не рабочего 20 метров, так как крепость пород будет обеспечивать их устойчивость

Определим длину капитальной траншеи:

, м                                                          (3.9)

где: Ну =10– глубина траншеи; м

i=0,12 – уклон траншеи при автомобильном транспорте; ‰.

 = 83,3 (м).

Определим минимальную ширину траншеи по дну:

;                                 (3.10)

где: Rа - радиус поворота автосамосвала, м. Rа = 12 м;

ba – ширина кузова автосамосвала, м ba = 6,1 м;

eб – минимальный безопасный зазор между автосамосвалом и нижней бровкой траншеи; eб = 3 (м).

Вр=38,5 - ширина развала после взрыва; м

П0=4 -полоса для размещения дополнительного оборудования; м

С1=1-растояние между полосой размещения дополнительного оборудования и полосой безопасности; м

 =61,1 (м).

Определим площадь поперечного сечения траншеи:

, м2                       (3.11)

где: αт – угол откосов бортов траншеи, (принимается как угол откоса рабочего уступа),αт = 70 град.

5. Определим объем разрезной траншеи – Vр.т. (м3) по формуле:

 ,м3                           (3.13)

где: Lф=500 – длина фронта работ; м

= 324018 (м3).

6. Определяем время проходки вскрывающей и разрезной траншеи:

 (года) или 1,3месяца   (3.14)

где: η=0,7 – коэффициент снижения производительности экскаватора при проведении траншеи;

=3036406 - годовая производительность экскаватора, м3/год.

3.4 Подготовка горных пород к выемке

Подготовка горных пород к выемки будет осуществляться буровзрывным способом.

Буровые и взрывные работы производятся по следующим породам:

мерзлые глинистые алевриты с включением щебня, мерзлые руды, 6-категории по буримости, 3 – по взрываемости;

слюдистые кварц-углеродистые сланцы, 8-категории по буримости, 3 – по трещиноватости, 3÷4 – по взрываемости;

карбонатно-кварцевые породы, 10-категории по буримости, 5 – по трещиноватости, 5÷6 – по взрываемости;

Коэффициент крепости пород по шкале профессора М.М. Протодъяконова соответственно 6, 7÷8, 10÷12÷15.

Средняя плотность пород: сланцев 1.8 – 2,4 т/м3; карбонатов 2.7 т/м3.

Производим выбор типа бурового оборудования согласно вышеперечисленных характеристик пород. Для бурения скважин в данных горных породах с показателем трудности бурения в интервале от 5 до 16 целесообразно применять станки шарошечного бурения.

Выбор и обоснование бурового оборудования

Определяем диаметр скважины – d:

                             (3.15)

где: γ=2,4 – плотность слюдистых кварц-углеродистых сланцев; т\м3

С=3 – берма безопасности; м

α=80о – угол откоса уступа; град

m=2 – коэффициент сближения скважин;

                            (3.16)

dскв=0,245 (м).

На основании показателя трудности бурения и Согласно величине определённого диаметра скважины принимаем станок шарошечного бурения СБШ-250 МНА, диаметр бурения принимаем 250мм.

Таблица 3.5

Техническая характеристика бурового станка СБШ-250МНА

Скорость бурения скважины диаметром 20 (мм) буровым станком СБШ-250МНА определяется по формуле:

υб = 2.5*Р0*nв*10-2/(Пб*dр2);                    (3.17)

где: υб – скорость бурения; пог.м/час

dр=0,250 – диаметр долота; м

Р0=300– усилие подачи штанги на забой; кН/забой

nв =2,5– частота вращения бурового става; с-1

υб =2.5*300*2,5*0.01/((0.250)2*8);

υб =37,5 (пог.м/час).

Определяем сменную производительность бурового станка:

Qсм=Кпр[Тсм-(Тп.з.+Тр)]/(to+tв);                            (3.18)

где: Кпр=0.8 – коэффициент, учитывающий внутренний простой станка;

Тсм=11 – количество часов в смену; ч

Тп.з.=0.5 – подготовительно-заключительные операции; ч

Тр=1 – время регламентированных перерывов; ч

tв=0.033-0,66 – вспомогательное удельное время бурения скважины (для шарошечных станков); (ч/м)

to – основное удельное время бурения скважины, находится по формуле:

to=1/ υб;                        (3.19)

to=1/37,5;

to=0.026 (ч/м).

Qсм=0.8[11-(0.5+1)]/(0.026+0.05);

Qсм=100 (пог.м/смена).

Годовая производительность бурового станка определяется по формуле

; м               (3.20)

где: nсм =2– число рабочих смен в сутки; шт

N=263 – число рабочих дней станка в году; шт

 (пог.м).

При производстве взрывных работ применяются следующие марки ВВ: граммониты – 79/21, ТК-15 и Т-5, эмулин, гранулотол, эмульсолит П-А-20, аммонит №6 ЖВ. В качестве промежуточных детонаторов используются шашки-детонаторы Т-400Г, а при применении СИНВ - С шашки-детонаторы ТГФ-850Э или ТГ-П850. Дробление негабаритов производится накладными зарядами из патронированного аммонита №6ЖВ с диаметром патронов 32; 60 мм и кумулятивными зарядами ЗКП-400.

В зависимости от горно-геологических условий, будут применятся порядные, диагональные и врубовые схемы взрывания, с интервалом замедления 20, 35, 45, 50, 60 мс (при взрывании с применением ДШ). Во внутрискважинных взрывных сетях будут применятся устройства инициирующие с замедлением скважинные СИНВ-С-500; 450; 400; 300. В поверхностных взрывных сетях будут применятся устройства инициирующие с замедлением поверхностные СИНВ-П-42; 67; 109.

С целью достижения необходимого качества дробления, применяются сплошная конструкции скважинных зарядов ВВ. С целью снижения объёмов применения гранулотола, планируется до 80÷85% обводнённых пород рыхлить патронированным эмульсионным ВВ - эмульсолитом П-А-20.

В зависимости от крепости, трещиноватости и прочих параметров все горные породы в карьере распределены на 6 категорий по взрываемости. Каждой категории по взрываемости соответствует определенная величина удельного расхода ВВ на рыхление 1 м3 горных пород, которая изменяется от 0,45 кг/м3 для второй категории до 0,80 кг/ м3 для шестой категории.

Определяем эталонный удельный расход взрывчатого вещества - qэ, (г/м3) по формуле:

qэ = 2*10-1(σсж+ σсдв+ σраст+ γ·g);            (3.21)

где: σсж=130 – предел прочности горной породы на сжатие; МПа

σсдв=24 – предел прочности горной породы на сдвиг; МПа

σраст=12 – предел прочности горной породы на растяжение;

МПа

γ = 2,7 – плотность горной породы; т/м3

g = 9,8 – ускорение свободного падения; м/с2

qэ = 2*10-1(130 + 24 + 12 + 2,7*9,8);

qэ = 39( г/м3).

Определяем проектный удельный расход взрывчатого вещества - qп, (г/м3) по формуле:

qп = qэ * Квв * Кд * Ктр * Ксз * Ку * Коп,            (3.22)

где: Квв =1,2– переводной коэффициент по энергии взрыва от эталонного ВВ (аммонит 6ЖВ или граммонит 79/21) к применяемому ВВ на карьере;

Кд – коэффициент, учитывающий требуемую кусковатость горной породы и степень их дробления:

Кд = 0,5/dср,                                                                 (3.23)

где: dср – требуемый средневзвешенный размер куска взорванной породы, м

dср = (0, 1…0, 2)*, м                                    (3.24)

где: Е=10 – емкость ковша экскаватора ЭКГ-10, м3

dср = 0,15*= 0,32 ( м).

Кд = 0,5/0,25 = 2.

Ктр - коэффициент, учитывающий потери энергии взрыва, связанные с трещеноватостью породы:

Ктр = 1,2*lср +0,2                                     (3.25)

где: lср – средний размер структурного блока в массиве, lср = 0,8 м (для среднетрещиноватых);

Ктр = 1,2*0,8 + 0,2 = 1,2

Ксз=1 - коэффициент, учитывающий степень сосредоточенности заряда в скважине;

Ку - коэффициент, учитывающий влияние объема взрываемой горной породы:

Ку = , при Ну≤15 м                        (3.26)

где: Ну =10 – высота уступа; м

Ку ==1,15

Коп =3.75– коэффициент, учитывающий число свободных поверхностей принимаем для 3 степеней свободы:

qп = 39*1,2*2*1,2*1*1,15*3,75 = 378 ( г/м3).

Определяем глубину скважины (Lс, м) по формуле:

Lс = Hу/sinβ + lп,                                        (3.27)

где: β =90о– угол наклона скважины к горизонту;

lп – перебур скважины ниже отметки подошвы уступа:

lп = (10-15)*dскв, м                                             (3.28)

где: dскв – диаметр скважины, dскв = 0,250м;

lп = 15*0,250 = 3.75 (м).

Lс = 10/1 + 3.75 = 13.75 (м).

Определяем длину забойки по формуле:

lзаб = (20-35)*dскв, (м)                               (3.29)

lзаб = 27*0,250 =6,7 (м)

Определяем длину заряда по формуле:

lзар = Lc - lзаб, м                                (3.30)

lзар = 13.7 – 6,7 = 7 (м).

Определяем вместимость скважины по формуле

ρ = π*dcкв2*Δ/4;                      (3.31)

где: Δ – плотность заряжания ВВ в скважине: при ручном заряжании

Δ = 900…1000 кг/м3;

ρ = 3,14*0,2502*1000/4 = 49 (кг/м).

Определяем линию наименьшего сопротивления по подошве уступа – W, для этого рассчитываем W1 и W2 из которых принимаем меньшее значение, которое должно соответствовать условию W3<Wmin:

                  (3.32)

где: m=1 – коэффициент сближения скважин;

W2=53*KT*dc*                                 (3.33)

где: Кт =1 – коэффициент трещиноватости;

W2=53*1*0,250*= 7,7 (м).

Исходя из условий обеспечения безопасного обуривания уступа (только при вертикальных скважинах), величина линии наименьшего сопротивления по подошве уступа определяется по формуле:

W3≥Hу*сtgα+C;                                                  (3.34)

где: С=3 – берма безопасности; м

W3≥10* сtg80 +3=4,8 (м).

Итак, принимаем значение Wmin=W2, так как W2<W1. Если же сравнить W2 и W3, то W2>W3: следовательно выполняется условие Wmin>W3, следовательно Wспп=7,7 (м).

Определяем расстояние между рядами скважин – b по формуле:

b=0.85*a;                              (3.35)

где: a – расстояние между скважинами; м

a=m*Wспп;                              (3.36)

a=1*7,7;

a=7,7 (м).

b=0.85*7,7;

b=6,5 (м).

Определяем параметры развала горной массы:

Количество рядов скважин определяется по формуле:

, рядов                                     (3.37)

где Шб – ширина взрываемого блока, м.

, м                            (3.38)

Вр – требуемая ширина развала, м;

Bр1 – ширина развала породы от первого ряда скважин, м

Требуемая ширина развала составит:

, м                                           (3.39)

где А – ширина экскаваторной заходки, м;

nз - требуемое число заходок (наиболее эффективно и экономически выгодно для данного типа экскаватора и высоты уступа является отработка развала за две проходки), nз = 2.

 = 36,6 м

, м                           (3.40)

kв – коэффициент взрываемости породы, kв = 3;

kкз– коэффициент дальности отброса породы, при короткозамедленном взрывании kкз = 0,9;

qп – проектный удельный расход ВВ определяется на основе эталонного с учётом технологических и организационных факторов:

 = 16,6 м

 = 25,7 м

 ряда.

Количество скважин в ряду определяется по формуле:

, скважин                                    (3.41)

где Lб – длина взрываемого блока, м.

 скважин.

Ширина развала взорванной массы при многорядном взрывании:

Вм = 0,9´Вр1+(Шб – 1)´b                           (3.42)

Вм = 0,9´16,6+(4 – 1)´6,5=35м

Определим ожидаемую высоту развала по формуле:

, м                            (3.43)

где Hу – высота уступа, Hу = 10 м.

 = 12 м

Ожидаемая высота развала соответствует требованиям безопасности, так как

, м                (3.44)

где Hч.max – максимальная высота черпанья экскаватора, Hч.max=13,5м.  = 20,2 м

Условие выполняется, т.к. 12 ≤ 20,2.

Общее количество скважин определятся по формуле:

N = nр× nс, скважин,                                (3.45)

N = 4×26 = 104 скважин.

Суммарная длина скважин определяется по формуле:

, м                                         (3.46)

 м.

Определим общее количество ВВ необходимое для взрыва блока:

Qобщ = Qскв× N, кг                                              (3.47)

Qобщ = 343×104 = 35672 кг.

Выход взорванной горной массы с одного метра скважины определяется по формуле:

, м3/м                     (3.48)

где nр – число рядов скважин, для одной заходки nр = 4;

Lс – длина скважины (13,7 м)

= 38,2м3/м.

15. Определяем необходимое количество буровых станков по формуле:

N = Qгм·К/(Qсм·n·nгод·),                  (3.49)

где: П=34007749 – производительность карьера по горной массе; тыс. м3/год;

К – коэффициент резерва станков, К = 1,2÷1,25;

n – число смен работы станков в сутки, n = 2;

nгод – число рабочих дней бурового станка в году, nгод= 280;

N = 30000000·1,2/(100·2·263·38,2) = 14,9=15 (шт).

Для бесперебойной работы и выполнения плана на карьере принимаем 15 буровых станков.

Расстояние Rоз по разлету кусков породы при взрывании скважинных зарядов определятся по формуле:

, м,                    (3.50)

где Кз – коэффициент заполнения скважины ВВ, К3 = 0,4;

mзаб – коэффициент заполнения скважины забойкой, mзаб = 0,05;

f – коэффициент крепости пород по шкале М.М. Протодъяконова, f = 14;

d – диаметр скважины, d = 0,2 м;

а – расстояние между скважинами в ряду или между рядами скважинами, м

 м.

Округлим полученное значение до 300 метров.

Таблица 3.6

Параметры БВР

3.4. Выемочно-погрузочные работы

С начала отработки месторождения на карьере "Восточный" для выемки и погрузки руды и вскрышных пород в автосамосвалы используются электрические экскаваторы ЭКГ-10. Техническая характеристика представлена в таблице 3.7 Отработку развала ведем торцовым забоем тупиковой заходкой. Для проведения капитальной траншеи примем тупиковую траншейную продольную схему заходки с кольцевой схемой подачи автотранспорта.

В последующем будут введены в эксплуатацию гидравлические экскаваторы Liebherr R994 с ковшом 11 м3, для выемки первичной и окисленной руды. По рабочим параметрам – высота погрузки и разгрузки, радиусы, требования к рабочим площадкам и другим параметрам – он вписывается в существующие требования по карьеру.

Выемка полезного ископаемого из буферно-усреднительного склада будет осуществляться двумя экскаваторами типа ЭКГ-5 с объемом ковша 5м3. Схема отгрузки руды с усреднительного склада показана на рисунке 3.5.

Таблица 3.7

Техническая характеристика экскаватора ЭКГ- 10

Расчет производительности экскаватора ЭКГ-10:

Ширина заходки для экскаватора ЭКГ-10.

Аз = 1,5´ Rчу, м,                    (3.51)

где Rчу - максимальный радиус черпания на горизонте установки, Rчу=12,6 М.

Аз = 1,5 ´ 12,6 = 18,9 м

Производительность экскаватора ЭКГ-10 определяем по формуле:

Теоретическая:

                       (3.52)

Техническая:

                      (3.53)

Эксплуатационная:

                    (3.54)

где Т – продолжительность смены, час;

n – количество смен в сутках.

Годовая производительность:

             (3.55)

где n – количество смен в сутки;

N – количество рабочих дней экскаватора, с учетом плановых простоев на ремонт.

Количество экскаваторов требуемых для выемки пустой породы:

экскаваторов            (3.56)

Расчет производительности экскаватора ЭКГ-5:

Ширина заходки для экскаватора ЭКГ-5:

Аз = 1,5 ´ Rчу, м,                                       (3.57)

где Rчу - максимальный радиус черпания на горизонте установки, Rчу=9,04 М.

Аз = 1,5 ´ 9,04 = 13,5 м

Производительность экскаватора определяем по формуле:

Теоретическая:

                      (3.58)

Техническая:

                             (3.59)

Эксплуатационная:

                       (3.60)

где Т – продолжительность смены, час;

                (3.61)

где n – количество смен в сутки;

N – количество рабочих дней экскаватора, с учетом плановых простоев на ремонт.

Количество экскаваторов требуемых для выемки первичной руды:

экскаватора                 (3.62)

Общий списочный парк экскаваторов составит:

ЭКГ-10                                            10

ЭКГ-5                                              2

3.5. Транспортирование горной массы

Транспортировка горной массы осуществляется автосамосвалами БелАЗ-7519  грузоподъемностью 110 тонн;

Транспортировка вскрышных пород будет производится в отвалы "Южный" и “Северный”. Окисленная руда складируется на резервном складе окисленной руды, расположенного на отвале "Северный". Первичная руда вывозится в буферно-усреднительные склады первичной руды. В период неблагоприятных погодных условий и весенней распутицы планируется использовать как резерв отвалы “Западный – 2” и “Восточный”.

Подача руды на бункера осуществляется автосамосвалами БелАЗ-7540 грузоподъёмностью 30 тонн.

Таблица3.8

Технические характеристики автосамосвалов БелАЗ:

Расчет ширины проезжей части при двух полосном движении рассчитываем по самому габаритному самосвалу БелАЗ 7519:

Шп.ч=2´(a+y)+x                                         (3.63)

а – ширина кузова автосамосвала

y=0,5м – ширина предохранительной полосы

, x=0,5+0,005´v – безопасный зазор между кузовами встречных машин

где v – скорость движения машин, км/ч

x=0,5+0,005´40=0,7                                  (3.64)

Шп.ч= 2´(6,1+0,5)+0,75=13,9 м.

Расчет количества самосвалов для экскаватора ЭКГ-10:

Количество автосамосвалов необходимое для бесперебойной работы экскаватора. Породы вскрыши перемешаются на расстояние 3 км, и складируются во внешние отвалы.

Время рейса определяется по формуле:

Тр=2´tпер+tм+tр+tп, мин                             (3.65)

где tпер – время следования до отвала и обратно, мин.

                   (3.66)

tм – время затраченное на маневры, мин. При тупиковой схеме погрузки время на маневры составляет 2,15мин

tр – время разгрузки = 1,5мин

tп – время погрузки, мин

tп=nковшей ´ tц

tп=5´26=130сек = 2,2мин

Тр= 2´6+2,15+1,5+2,2=17,8мин.

За один час автосамосвал совершит 3 поездки. За это время будет перевезено:

Qп.п = V ´ nп­ = 50´3 = 150 м3/час.             (3.67)

где V – объем кузова автосамосвала, м3

nп – количество поездок самосвала от забоя экскаватора до отвала.

Часовая производительность экскаватора ЭКГ-10 составляет 646,15м3/час. Отсюда для бесперебойной работы экскаватора на вскрышных работах понадобиться :

NА= автосамосвалов БелАЗ-7519  (3.68)

Для бесперебойной работы 10 экскаваторов понадобиться 50 автосамосвалов БелАЗ-7519

Расчет количества автосамосвалов для вывозки руды с усреднительного склада:

Первичная руда складируется в спец отвалы БУС (буферно-усреднительный склад), а затем подается на бункер фабрики, расстояние до бункера 1,5км.

Время рейса определяется по формуле:

Тр=2´tпер+tм+tр+tп, мин                             (3.69)

где tпер – время следования до бункера и обратно, мин.

                          (3.70)

tм – время затраченное на маневры, мин. При сквозной схеме с петлевым разворотом время на маневры составляет 0,5мин

tр – время разгрузки = 1,5мин

tп – время погрузки, мин

tп= nковшей ´ tц

tп=5´23=113сек = 1,9мин

Тр= 2´3+0,5+1,5+1,9= 10 мин.

За один час автосамосвал совершит 6 поездок. За это время будет перевезено:

Qп.и = V ´ nп­ = 25´6 = 150 м3/час.             (3.71)

Часовая производительность экскаватора ЭКГ-5А составляет 565 м3/час. Отсюда для бесперебойной работы экскаватора на буферном складе понадобиться:

NА=  автосамосвала БелАЗ-7540                 (3.72)

Для бесперебойной работы 2 экскаваторов понадобиться 8 автосамосвалов БелАЗ-7540.

Общий парк карьерных автосамосвалов работающих на карьере составит, ед.:

БелАЗ-7519                40

БелАЗ-7540                            8

4. ОТВАЛООБРАЗОВАНИЕ

4.1 Обоснование схемы отвалообразования и выбор оборудования

Складирование пород вскрыши производится во внешние отвалы.

Участки расположения отвалов характеризуются сильно расчлененными горным рельефом. Инженерно-геологические условия отсыпки благоприятны, так как значительную часть территории составляют коренные скальные породы, залегающие на глубине 0-3м под слоем древесно-щебеночного грунта.

В гидрогеологическом отношении площади под отвалами характеризуется минимальной обводненностью.

Коэффициент остаточного разрыхления принят и составляет 1,2.

Складирование пород вскрыши в несколько отвалов предопределяет сокращение расстояния транспортирования вскрыши.

Вскрышные породы действующих карьеров “Восточный” и “Западный” вывозятся во внешние отвалы: “Северный”, “Восточный”, “Южный” и “Западный I”. Попутно добываемая из карьеров сульфидная руда складируется в спецотвал первичных руд.

Местоположение и основные параметры отвалов определены с обеспечением наименьшего воздействия на окружающую природную среду и минимальных расстояний транспортировки вскрышных пород.

Углы откоса ярусов отвала приняты равными– 36-37 град., Высота ярусов принята до 30-40 м.

Результирующий угол отвала, с учетом берм между ярусами отвала шириной 40-50 м, составит не более 26 град.

Поскольку результирующий угол откоса отвалов 15-26 град. намного меньше естественного устойчивого угла откоса отсыпаемых пород 36-37 град., при этом угол наклона основания не превышает 6-8 град., а в основании отвалов залегают коренные породы, то устойчивость отвалов ограничивается только высотой отсыпаемого яруса.

По результатам расчетов при формировании яруса высотой 30 м под углом откоса 37 град. призма возможного оползания имеет отрицательное значение, т. е. поверхность скольжения отсутствует. При увеличении высоты яруса до 40 м, размер кровли вероятных призм оползания не превысит – 0,3 м, что в соответствии с принятой технологией отвалообразования обеспечивает безопасное производство работ в соответствии с требованиями ЕПБ .

Таким образом, для обеспечения устойчивости отвалов и безопасного производства работ высота отсыпаемого яруса отвала ограничивается высотой – 40 м, при этом ширина предохранительных берм принимается 40-50м.

Применение автомобильного транспорта на перевозке вскрышных пород предопределяет применение бульдозерного способа отвалообразования.

Для формирования и планирования отвалов выбираем бульдозеры D-355A, D-375A и Д-31В. Работы ведутся с поддержанием на разгрузочной площадке постоянного не менее 30 уклона, направленного в центр отвала. Автосамосвалы разгружаются за призмой возможного обрушения. Вне призмы возможного обрушения по всей протяженности бровки отвала отсыпается предохранительный вал, ограничивающий движение автосамосвалов.

Производительность бульдозера на отвальных работах, при перемещении на 5-10 м составит

 м3/см              (4.1)

где  М – призма волочения, м3;

Кп и Ки – коэффициенты потерь породы и использования бульдозера во времени;

Тц – время цикла, с;

Кр – коэффициент разрыхления породы в призме волочения.

Режим работы бульдозера на отвале принимается аналогично вскрышным работам 365 дней в году. Число рабочих дней бульдозера в году принимается равным 280 дней.

Годовая производительность одного бульдозера D-355A, составляет 4300 тыс. м3.

Схема работы оборудования на отвале показана на рис. 6.4.1.

Определяем площадь отвала по формуле:

S = (Wn·Кр/(h)*m)/nо, м2                                   (4.2)

где Wn – объем размещаемых вскрышных пород, м3;

Кр – коэффициент разрыхления пород в отвале;

h – высота отвала, м;

nо- количество отвалов;

m-количество ярусов.

S =(329707000· 1,15/ 40*2)/4= 1184884 м2

Определим число бульдозеров на отвал

Nб=Qо/Qгод, шт                            (4.3)

где: Qо – годовая производительность карьера по вскрыше

Qгод – годовая производительность бульдозера

Nб=2820000/4300000=7 шт.

Принимаем 7 бульдозеров на отвалы и один на зачистку рабочих площадок и временных трасс.

4.2.Определение параметров отвалов

Определяем длину одного отвального участка по условиям планировки по формуле:

Lоу = Qсм/Wо, м                           (4.4)

где Qсм – производительность бульдозера м3/смену;

Wо – удельная приемная способность отвала, м3/м;

Wо = Vа·λ/b, м3/м                          (4.5)

где Vа – вместимость кузова автосамосвала, м3;

λ – коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова;

b – ширина кузова автосамосвала, м;

Wо = 41·1,5/6,5= 9,5 м3/м

Lоу = 7640/12,6=606 м;

На основании вышеприведенного можно сделать вывод, что принятое оборудование, его технические и технологические характеристики, а также основные параметры отвала соответствуют условиям разработки данного месторождения.

5. РЕКУЛЬТИВАЦИЯ

Рекультивационные работы предусматривается вести в период эксплуатации и завершения горных работ.

Рекультивация нарушенных земельных площадей и отвалов вскрышных пород отводятся под лесонасаждения и задернованные участки природоохранного назначения. При этом земельные участки подлежат переводу из категории лесных земель в категорию земель промышленности.

5.1. Характер нарушения земной поверхности

Общий земельный отвод сформировался из земельных участков, необходимых для размещения объектов ГОКа.

Характер нарушения земной поверхности будет состоять в строительстве карьера, отсыпке отвалов, строительстве автодорог, ЛЭП, нагорных и водоотводных канав, размещения вагончиков производственного назначения, дробильно-сортировочного комплекса по дроблению щебня, ремонтной площадки, складов ППС.

5.2. Направления рекультивации земель

Отвалы карьера:

-лесонасаждения поверху (отвал Северный) и задернованные участки природоохранного назначения по откосам.

Площадки и автодороги:

-задернованные участки природоохранного назначения по склонам.

Рекультивация земельных участков будет осуществляться последовательно в два этапа: первый – технический (горно-технический), второй – биологический (по договору с лесничеством).

Основная цель технического этапа - сохранение природной структуры поверхностного слоя для принятого направления рекультивации.

Согласно нормам на рекультивацию, снятие и рациональное использование плодородного слоя почвы, при производстве земляных работ, следует проводить на землях всех категорий, за исключением покрытых лесом с мощностью ПРС менее 10 см.

Мощность слоя ПРС по объектам строительства карьера составляет, в среднем, около 10 см, а местами полностью отсутствует. Поэтому с целью создания необходимого запаса плодородных почв, для восстановления нарушенных горными работами земель, предусматривается снятие ПРС, независимо от его малой мощности, совместно с подстилающими суглинками мощностью до 5 см. Полученная смесь из ПРС и суглинка образует гумуссированный почвенно-плодородный слой ( ППС). Мощность снимаемого слоя ППС –15 см. Технический этап рекультивации будет включать:

-снятие слоя ППС;

-погрузку и транспортирование ППС на временные склады;

-грубую и чистовую планировку поверхности отвалов (в период отсыпки) и других площадок перед рекультивацией;

-нанесение ППС на поверхности отвалов и площадок.

5.3. Режим и порядок рекультивационных работ

Режим работы по рекультивации: 150 рабочих дней в одну смену по 11 час, при 7-и дневной рабочей неделе. Работы по снятию ППС, нанесение его на подготовленные участки выполняются в теплый период года при температуре воздуха выше 5 град.

5.4. Срезка потенциально плодородного слоя (ППС)

Срезка ППС планируется на участках земной поверхности площадью 984,35 га.

Срезка, буртовка, погрузка и транспортировка ППС производится в соответствии с технологическими схемами, приведенными на рис. 7.4.1. и 7.4.2.

Срезка ППС осуществляется бульдозером на базе трактора Т-132 (180 л.с.) кВт, 243 (330 л.с.). Погрузка ППС производится экскаватором ЭО - 5225, транспорт - самосвалы КамАЗ-5511 (оборудование имеется на ГОКе).

При срезке ППС подается бульдозером в бурты, затем отгружается экскаватором в автотранспорт и вывозится на склад ППС. Средневзвешенная площадь бурта ППС, при коэффициенте разрыхления 1,25, составит 55 – 75 м2 (ширина основания 22-30 м, высота 2-6 м). Среднее расстояние перемещения бульдозером Б = 100-150 м.

5.5. Горно-планировочные работы

Данный вид работ предусматривает выравнивание поверхностей отвалов для нанесения слоя ППС. Планировка поверхности отвалов предусматривается в период формирования поверхности отвалов бульдозером, по мере отсыпки отвалов.

Страницы: 1, 2, 3, 4, 5, 6