1.3 Календарный график и график режима горных работ

График режима горных работ показывает, как распределяются в границах карьера запасы полезного ископаемого и соответствующим им объемы вскрыши по отношению к глубине карьера.

Строим график режима горных работ, а затем на его основе календарный график горных работ. Сначала строится график режима горных работ, как зависимость текущих объемов от глубины карьера. Затем на его основе строится календарный график горных работ с учетом производственной мощности карьера по добыче угля, срока службы карьера и равномерности распределения объемов вскрыши по годам или (если срок службы карьера более 15-20 лет) по периодам отработки с возрастанием текущих объемов вскрыши от периода к периоду.

Длина горизонтов распределяется следующим образом:

_{, где}

_{Li-1 – длина i-го горизонта, м}

_{Hi-1 – высота i-го горизонта, м}

_{сtgγнб – угол откоса нерабочего борта карьера, град}

Промышленные запасы полезного ископаемого рассчитываются в соответствии с длиной горизонта.

Q_i = Q_пот* Li, т

где ηн – коэффициент извлечения полезного ископаемого: (100 – П)/100, т.е. 0,95.

Срок отработки горизонтов:

Т_i=Q_i/A_г – определяется для каждого горизонта

Годовой объем вскрыши:

Vгодi=Vi/Ti

Текущий коэффициент вскрыши:

Ктек=Vгод/Агод

Графики режима и календарного плана горных работ приведены в приложениях (см. миллиметровки).

1.4 Режим работы

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

Режим работы принимается в соответствии с требованиями «Временных норм технологического проектирования угольных и сланцевых шахт (ВНТП 2-92)» Москва, 1993 г. и техническим заданием на разработку проектной документации.

Режим работы на основных процессах (добыча угля, подготовка и выемка вскрышных пород): 354 дня в году в 3 смены продолжительностью по 8 часов каждая.

Режим работы вспомогательных служб – 260 рабочих дней в году, в две смены продолжительностью по 8 часов. Взрывные работы предусматривается проводить в дневное время суток.

2. Технологическая часть. Вскрытие месторождения и проходка траншеи

2.1 Выбор схемы вскрытия месторождения

Выбор схемы вскрытия производится на основе горно-геологических условий, топографических особенностей, инженерно-геологических и производственных условий.

Назначение вскрывающих горных выработок и их месторасположение.

Место проведения разрезных траншей.

Достоинства и недостатки схемы вскрытия.

2.2 Выбор системы разработки

Система открытой разработки – это определенный порядок выполнения подготовительных, вскрышных и добычных работ, обеспечивающий планомерную и безопасную разработку месторождения с заданной производственной мощностью предприятия при минимальных затратах в рациональном использовании его запасов и минимальном воздействии на окружающую среду.

Выбор системы разработки для отработки месторождения осуществляется по «Классификации систем открытой разработки», предложенной академиком В.В. Ржевским. В основу этой классификации положено направление развития горных работ в плане и профиле.

Основными факторами, влияющими на выбор системы разработки, являются:

• горно-геологические условия залегания полезного ископаемого и особенности рельефа;

• горнотехнические условия эксплуатации;

• перспектива дальнейшей отработки месторождения.

При выборе систем разработки рассматриваются следующие варианты:

Сплошная поперечная система разработки. Первоначально производится строительство карьера первой очереди до предельной глубины отработки. Далее движение фронта горных работ осуществляется по простиранию пластов в горизонтальной плоскости без углубки. Основным достоинством данной системы разработки является возможность осуществления внутреннего отвалообразования. Малая длина фронта работ и необходимость постоянного передвижения транспортных коммуникаций усложняют организацию ведения работ и являются недостатками данной системы разработки.

Углубочная продольная система разработки. Характеризуется развитием горных работ, как в плане, так и по глубине. При этой системе разработки, по мере развития горных работ в плане, осуществляется постоянное вскрытие и отработка нижележащих горизонтов карьера. Данная система разработки, по сравнению со сплошной поперечной системой, характеризуется более простой организацией работ и возможностью создания значительного по простиранию фронта работ. Последний аргумент особенно актуален при отработке наклонных и крутопадающих месторождений, представленных свитой пластов сравнительно небольшой мощности. Недостатком данной системы разработки, по сравнению с предыдущей, является большой объем пород, размещаемых во внешний отвал.

Анализ факторов, определяющих выбор системы разработки, показал, что отработку запасов участка целесообразно осуществлять по углубочно-продолной системе разработке. В качестве комплекса оборудования, согласно классификации академика В.В. Ржевского, принят экскаваторно-транспортно-отвальный (ЭТО) комплекс.

Подготовку коренных пород к выемке предусматривается осуществлять буровзрывным способом с бурением скважин станками вращательного бурения. Экскавация горной массы будет осуществляться одноковшовыми гидравлическими экскаваторами, мехлопатами с электроприводом. Для транспортирования горной массы к местам складирования предусмотрено применение автомобильного транспорта. Вскрышные породы будут складироваться во внешние и внутренний бульдозерные отвалы. Также, в начальный период отработки предусмотрено применение бестранспортной технологии с использованием драглайнов. Уголь предусматривается транспортировать на погрузочный комплекс, откуда он будет отгружаться в железнодорожный транспорт

2.3 Выбор способа проходки капитальных и разрезных траншей

Выбор способа проведения траншей проводится исходя из следующего: используется такое горнотранспортное оборудования, которое будет применяться в строительный период и в период эксплуатации.

Выбранный способ должен быть экономичным и развивать высокую скорость проходки.

2.3 Определение объемов работ при проходке траншей

Рисунок 1. Общий вид капитальной траншеи

Рисунок 2. План, продольный и поперечный профили траншеи

2.3.1 Определение ширины нижнего основания траншеи

Ширина траншеи понизу определяется двумя условиями: конструкциями и размерами транспортного пути и безопасным расположением оборудования при проведении траншеи. Ширина капитальной траншеи понизу

, м ()

где - радиус разворота автомобиля, м

с- безопасный зазор, м

Ширина разрезной траншеи понизу

, м ()

где - радиус разворота автомобиля, м

с- безопасный зазор, м

2.3.2 Определение ширины верхнего основания траншеи

, м ()

где h – высота уступа (конечная глубина траншеи)

- угол откосов бортов траншеи.

2.3.3 Объем капитальной траншеи определятся по формуле

, м³

где i – уклон траншеи, %_о i=0,002

α- угол откосов бортов траншеи

Объем разрезной траншеи

, м³

где i – уклон траншеи, %_о

i=h/L=16/6500=0/002%

где L – длина карьерного поля, м

4. Длина капитальной траншеи определяется по формуле

L = h /i=16/0.002=8000, м 2.3.5 Объем погонного метра траншеи определяется по формуле

где l - 1 м.

4. Определяем объем траншеи с учетом коэффициента разрыхления

3. Расчет буровзрывных работ при проходке траншей

2.4.1 Выбор способа и средств взрывания.

Скорость проходки капитальной траншеи во многом зависит от принятого способа проходки траншеи и организации работ.

Ряды скважин располагают параллельно оси траншей. Скважины бурятся по всей длине траншеи на требуемую глубину, с учетом перебура.

Крайние ряды скважин бурятся наклонно к оси траншеи. Число рядов скважин зависит от ширины траншеи по дну и от крепости взрываемых пород. Взрывная сеть монтируется из ДШ с обязательным применением пиротехничеких замедлителей типа КЗДШ.

Врубной (центральный) ряд взрывается первым он работает при одной поверхности обнажения.

Действие зарядов двух соседних рядов, взрываемых с замедлением происходит уже при двух обнаженных плоскостях и достигает интенсивное дробление массива.

Расположение скважин и порядок их взрывания указываются в графической части.

Таблица 2 - Техническая характеристика бурового станка

Показатели	Значения
Диаметр долота, мм
Глубина бурения, м
Скорость передвижения станка, км/ч
Размер станка в рабочем положении при поднятой мачте, мм длина ширина высота

2.4.2 Определение параметры буровзрывных работ:

Определяем линию наименьшего сопротивления по подошве при короткозамкнутом взрывании по формуле:

(30)

где d –диаметр скважины, м;

- плотность заряжания, штатное 0,8 -0,9 кг/м³;

q – удельный расход ВВ, 0,8 кг/м³..

Определение расстояния между скважинами в ряду по формуле:

а = m ^.W=1*5=5 м (32)

где m – коэффициент сближения заряда, 0,8-1,0.

Поскольку взрывание короткозамедленное принимают квадратную сетку, расстояние между рядами а=b.

Число рядов скважин определяется по формуле:

рядов

где в – ширина траншеи понизу.

Определяем длину скважины по формуле:

м

где Н- глубина траншеи, м

l_пер – глубина перебура, м (для Кузбасса от 1,0 – 2,4 м)

α- угол наклона скважины.

Скважины крайних рядов имеют угол наклона такой же, как и борта траншеи, а скважины расположенные в средних рядах вертикальны.

Вместимость ВВ рассчитывается по формуле:

, кг

Определение веса заряда скважины выполняется по формуле:

кг

Определяем длину заряда в скважине по формуле:

м

Конструкция заряда может при проходке траншеи быть сплошной или рассредоточенной одним-двумя воздушными промежутками в зависимости от глубины траншеи.

Верхняя часть заряда (15-20%) должна состоять из простейших дешевых ВВ. Нижняя часть при обводненности состоит из водоустойчивого ВВ (грамонит30/70, грамотол).

Зарядка скважин должна быть механизированная, кроме установки боевиков и шашек Д=400, ДШ.

Интервал замедления устанавливается по шведской формуле:

м/сек

где К- коэффициент акустической жесткости пород, К=3÷5.

Из практических данных принимаем массовый взрыв, объемом который должен обеспечить работу экскаватора на пол месяца.

Определяем объем горной массы взрываемой одной скважиной6

м³

Определяем количество скважин взрываемых за один взрыв

шт

где n – количество взрывов в месяц, шт

Определяется общая глубина скважин по формуле:

м

Литература

Основная

1. Хохряков B.C. Открытая разработка месторождений полезных ископаемых. -М: Недра, 1991.

2. Астафьев Ю.П. Горное дело. - М.: Недра, 1982

3. Кутузов Б.Н. Взрывные работы. - М: Недра. 1988.

4. Друкованньш М.Ф. и др. Буровзрывные работы на карьерах. - М.:НедраЛ990.

Дополнительная

1. Типовые технологические схемы ведения горных работ на угольных разрезах. - М.: Недра, 1982.

2. Ржевский В.В. Открытые горные работы, ч.1, ч.2.- М.: Недра, 1988

3. Трубецкой К, Н. И др. Справочник. Открытые горные работы. - М: Горное бюро, 1994.

4. Нурок Г.А. Процессы и технология гидромеханизации открытых горных работ. -М.: Недра, 1985.

5. Единые правила безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом. - М: НПО ОБТ, 1992.

6. Демин A.M. Сборник задач по открытой разработке месторождений полезных ископаемых. - М: Недра, 1985.

7. Хохряков B.C. Проектирование карьеров. - М.: Недра, 1992.

8. Анистратов Ю.И. Технологические процессы открытых горных работ. -М.: Недра, 1995.